1. EXCAVACION
TUNELADORAS
MARTILLOS DE
IMPACTO
ENERGIA: EN PUNTA DE
RESISTENCIA DE ROCA
EXCAVACION CON
PERFORACION Y
VOLADURA
ENERGIA: PRESION
DE GASES Y
ENERGIA DE
VIBRCION
MATERIAL A EXCAVAR
(ROCA O SUELO)
METODOS DE EXCAVACIONES SUBTERRANEAS

2. PERFORACION
Perforación
METODOS DE EXCAVACION MEDIANTE
Y VOLADURA
Carga de Explosivos
VoladuraTopografía
VentilaciónSostenimiento
CargaSaneo

3. AVANCE DEL
LIMPIEZAAL
FRENTE Y
ELIMINACION DE
ESCOMBROS
DISPARO Y
PERFILADO DE LA
SECCION Y
SOSTENIMIENTO
OPCIONAL
CARGA DE
EXPLOSIVOS
PERFORACION
INSTALACION DEL
PERFORACION
TRAZADO DEL
DIAGRAMA DE
DISPAROS
TRAZADO DEL
DIAGRAMA DE UN
NUEVO DISPARO
COLOCACION DE
LINEAS
GRADIENTES Y
ALINEAMIENTO
CICLO DE EXCAVACION
EQUIPO DE
EQUIPO DE
VENTILACION

4. Es el sistema clásico, que comprende La Perforación – Voladura y
Limpieza de escombros, obteniéndose con un trabajo cíclico el
avance del frente o frontón de ataque.
La velocidad de avance estará relacionado con las caracteristicas de
oposición que ofrezca el Macizo Rocoso, la implementación y
acondicionamiento de los equipos que se emplean, la destreza y
experiencia de la cuadrilla de trabajadores, y, por último, las
condiciones de seguridad o instalaciones que se faciliten para el logro
del avance esperado.
El nivel tecnlógico actual ha permitido conseguir avaces
espectaculares, como producto de ajustes o condicionamiento de los
equipos e instalaciones, pero más bién la calidad del producto
terminado DEPENDE FUNDAMENTALMENTE DE LA EXPERIENCIA DE
LA CUADRILLA.
SISTEMA DE AVANCE CON PERFORACION Y VOLADURA




5. MÉTODOS
Excavación con
explosivos:
Perforación
Carga de explosivo
Disparo de la carga
CONSTRUCTIVOS
•



 Evacuación
ventilación
de humos y
 Saneo de los hastiales y
bóveda
 Carga y transporte de
escombro
Replanteo de la nueva
tronadura.

6. RACION
ADURA
ZALIMPIE
VOL
PERFO

7. SECCION TUNEL Y DURACION CICLO DE EXCAVACION
Tamaño Nominal
(anchura por altura)
3.2 x 3.2 5.0 x 5.0 6.75 x 8.75
Sin
refuerzo
Con
refuerzo
Sin
refuerzo
Con
refuerzo
Sin
refuerzo
Con
refuerzo
Número de
perforaciones 41 41 52 52 81 77
Profundidad (m)
3.0 1.8 3.4 3.0 3.6 3.0
Avance por disparo (m)
2.8 1.7 3.2 2.8 3.4 2.8
Perforación (minutos)
90 60 120 90 150 120
Cargío y disparo
(minutos) 60 60 60 60 60 60
Ventilación (minutos)
30 30 30 30 30 30
Limpieza (minutos)
90 75 120 90 140 110
Reforzamiento
(Minutos) 90 120 150
Otros Trabajos (min)
30 30 30 30 30 30
Duración del ciclo
(minutos) 300 340 360 420 410 500

8. CICLO DE TRABAJO EN LA EXCAVACION
VENT.- LIMPIEZA
(0.23-0.30T)
PERFORACION
(0.00-0.16T)
CARGA-
VOLADURA
(0.09-0.09T)
SOSTENIMIENTO (0.57T)
SHOT+MALLA+PERNOS+
CERCHASOSTENIMIENTO
(0.52T)SHOT-
MALLA-PERNOS
PERFORACION
(0.00-0. 16T)
16%
57%
52%
23%16% 9 %

9. DURACION CICLO DE EXCAVACION METODO NATM
(SECCION 10x13m)
Tamaño Nominal
(anchura por altura)
ROCA TIPO III ROCA TIPO II ROCA TIPO I
MINIMO MAXIMO MINIMO MAXIMO MINIMO MAXIMO
Número de
perforaciones 100 100 140
Profundidad (m)
0.8 1.5 1.5 2.4 2.4 3.0
Avance por disparo (m)
0.6 1.3 1.3 2.2 2.2 2.8
Perforación (minutos)
150 210 150 200 150 180
Cargío y disparo
(minutos) 90 100 90 100 90 100
Ventilación (minutos)
30 40 30 40 30 40
Limpieza (minutos)
150 200 200 240 240 300
Reforzamiento
(Minutos) 600 690 420 540 400 450
Otros Trabajos (min)
30 30 30 30 30 30
Duración del ciclo
(minutos)
1050
17h30’
1270
21h10’
920
15h20’
1150
19h10’
940
15h40’
1100
18h20’

10. TAMAÑO DEL
CONTRACTUALES
OPTIMIZACION DEL
EQUIPO
INCENTIVOS
CONDICIONES
ENTRE CONTRATISTA
Y PROPIETARIO
AUMENTO DE LA
EFICIENCIA DEL
EQUIPO
MEJORAMIENTO
DE LAS TECNICAS
DE VOLADURA
PERSONAL
EXPERIMENTADO
MEJORAMIENTO DEL CICLO DE EXCAVACION

12. MECÁNICA DE ROTURA DE ROCAS
PROCESO DE FRACTURACIÓN
La fragmentación de rocas por voladura comprende
a la acción de
de
un
la
explosivo y a la consecuente
circundante,respuesta masa de
de
roca
involucrando
termodinámica,
factores
ondas
tiempo, energía
de presión, mecánica de
rocas y otros, en un rápido y complejo mecanismo
de interacción.

13. PROCESOS DE DETONACIÓN DE UNA CARGA EXPLOSIVA
ROCA COMPRIMIDA
ROCA NO
ALTERADA
DIRECCIÓN DE
AVANCE DE LA
DETONACIÓN
ONDA DE
REFLEXIÓN
CAIDA DE
PRESIÓN INICIALFC PCJ
ONDA DE
REFLEXIÓN
ROCA NO
ALTERADA
Y GASES EN
EXPANSIÓN
PCJ: Plano de Chapman
ZR: Zona de Reacción
FC: Frente de Choque
Jouget
ENSANCHAMIENTO
DEL TALADRO
Z
R

14. MECÁNICA DE ROTURA DE ROCAS
Este mecanismo aún no está plenamente definido,
existiendo varias teorías que tratan de explicarlo
entre las que mencionamos a:
 Teoría de reflexión (ondas de tensión
en una cara libre).
reflejadas
 Teoría de expansión de gases.
 Teoría
gases).
de ruptura flexural (por expansión de

15. MECÁNICA DE ROTURA DE ROCAS
 Teoría de torque (torsión) o de
cizallamiento.
Teoría de craterización.
Teoría de energía de los
compresión y tensión.

 frentes de onda de


Teoría de liberación súbita de cargas.
Teoría de nucleación de fracturas, en fallas
y discontinuidades.

16. MECÁNICA DE ROTURA DE ROCAS
Una explicación sencilla, comúnmente
aceptada,
conceptos
que resume varios de los
considerados en estas teorías,
variasestima
etapas
que el proceso
que se
ocurre en
o fases desarrollan casi
simultáneamente
extremadamente
en
corto,
un
de
cual
tiempo
pocos
milisegundos, durante el ocurre la
completa
confinada,
detonación de una carga
comprendiendo desde
el
la
totalfragmentación hasta
desplazamiento del material volado.

17. MECÁNICA DE ROTURA DE ROCAS
Estas etapas son:
1. Detonación del explosivo y generación de la
onda de choque.
Transferencia de la onda de choque a la2. masa
de la roca iniciando su agrietamiento.
3. Generación y expansión de gases a alta
lapresión y temperatura que provocan
de la roca.fracturación y movimiento
4. Desplazamiento de la masa de roca triturada
para formar la pila de escombros o detritos.

18. MECÁNICA DE ROTURA DE ROCAS
La rotura de rocas requiere condiciones
fundamentales como:
1.
2.
3.
Confinamiento del explosivo en el
Cara libre.
taladro.
Relación
distancia
Relación
entre diámetro del taladro a
óptima a la cara libre (burden).
4. burden-altura
del taladro.
geológicas,
de banco y
profundidad
Condiciones5. parámetros del
eltaladro y explosivo, para generar
fisuramiento cilíndrico radial y la consecuente
rotura flexural.

19. Energía
¿Cómo actúa la energía en un taladro de
Voladura?
La energía se calcula mediante técnicas
definidas, basadas en leyes de termodinámica.
Generalmente se expresa en cal/g o cal/cm3; en
base a un patrón.

20. Energía
La carga explosiva en un taladro es en un
pequeño peso o volumen, en comparación con
el peso o volumen de la roca que será volada.
El explosivo puede superar esta diferencia,
porque se transforma en un gran volumen de
gases calientes, en una fracción de segundo.
Estos gases son los que producen el
desmembramiento y desplazamiento de la roca.

21. Energía
La violenta expansión de estos gases produce;
que se refracta
el taladro como
además, una onda compresiva
en la cara libre retornado hacia
ondas de tensión que fracturan la roca a su
paso. Esto se define como impacto de la presión
de detonación.
Por tanto, para utilizar eficientemente los
explosivos la energía contenida en cada uno de
ellos deberá ser cuantificada.
Esto en especial para Voladura Controlada.

22. VOLADURA
11A
SUBTERRÁNEA
DISEÑO DE MALLA
11A
11A
EJEMPLO 11A11A
6A 6A11A 11A
3A
5A 5A
9A
1A 3R 1A 9A
3,5 m9A
9A
1,5 m
9A 9A
15A 13A 13A 13A 15A
3,0 m
N° Taladros = 40 cargados + 2 de alivio
3A 1R 1R 3A
5A 1A 3R 1A 5A
3A
7A 7A 7A 7A

23. DISTRIBUCIÓN DE ENERGÍA POTENCIAL DE UN EXPLOSIVO
EN ACCIÓN
(CALOR) (LUZ)
(ONDA
SÍSMICA)
EFECTOS SUMADOS DE IMPACTO Y DE PRESIÓN,
QUE PRODUCEN EN LA ROCA LA DEFORMACIÓN
ELÁSTICAY ROTURA IN SITU
(RUIDO)
(BLAST)
PÉRDIDAS AL PONERSE
LOS GASES CON ELEVADA
PRESIÓN EN CONTACTO
CON LAATMÓSFERA
ENERGÍA REMANENTE DE LA EXPANSIÓN
DE GASES
PORCENTAJE UTILIZABLE PARA EL
DESPLAZAMIENTO DE FRAGMENTOS
DENTRO DEL MONTON DE
ESCOMBROS
(EMPUJE Y APILONADO DE LOS
DETRITOS)
PÉRDIDAADICIONAL EN EL
IMPULSO DE PROYECCIÓN
DE FRAGMENTOS
VOLANTES
(FLY ROCKS)
SÓNICA
LUMINOSA
VIBRATORIA
TÉRMICA
ENERGÍA DE LOS
GASES DE
EXPANSIÓN
ENERGÍA DE LA
ONDA DE CHOQUE
ENERGÍA NO UTILIZABLE O
PÉRDIDA
ENERGÍA ÚTIL DE TRABAJO
EXPLOSIÓN:
IMPACTO - EXPANSIÓN

24. VARIABLES
CONTROLABLES
EN LA VOLADURA
PERFORACIÓN
GEOLOGÍA
CARGA Y ENCENDIDO
DISPARO
TIEMPO PROMEDIO
DEL PROCESO
MENOS DE 2 SEGUNDOS
RESULTADO DEL
DISPARO
VOLADURA PREPARADA

25. VARIABLES CONTROLABLES EN LA
VOLADURA
PERFORACIÓN
•
•
•
DIÁMETRO DE TALADRO
LONGITUD DE TALADRO
DISTRIBUCIÓN DE TALADROS
(MALLA DE PERFORACIÓN)
• TIPO DE CORTE O ARRANQUE
DIRECCIÓN DE SALIDA DE LOS TIROS
• CARAS LIBRES DISPONIBLES
• DIMENSIÓN DE LA VOLADURA
•
• RADIO ESPACIO/ BURDEN
• ANGULARIDAD Y/O PARALELISMO
• SOBREPERFORACIÓN
• CONFIGURACIÓN DEL DISPARO
• ALTURA DE BANCO
• TIPO DE TACO INERTE
• LONGITUD DE TACO • PROFUNDIDAD DE AVANCE (EN SUBSUELO)

26. VARIABLES CONTROLABLES EN LA
VOLADURA
CARGA Y ENCENDIDO
•
•
TIPO DE EXPLOSIVO
PROPIEDADES:
• FACTOR DE CARGA (kg/m3)
• DISTRIBUCIÓN:
* CARGA DE FONDO
* CARGA DE COLUMNA
(TIPOS Y DENSIDADES)
*
*
*
*
*
DENSIDAD
VELOCIDAD
SENSIBILIDAD
BRISANCE
SIMPATÍA, ETC.
• PROYECCIÓN DE CARAS LIBRES
A FORMAR CON CADA SALIDA
• SISTEMA DE INICIACIÓN
• SECUENCIA DE ENCENDIDOS
•
•
ENERGÍA DISPONIBLE
MÉTODO DE CARGAY CEBADO
• ACOPLAMIENTO TALADRO/EXPLOSIVO
•
• LONGITUD DE COLUMNA EXPLOSIVA
DISTRIBUCIÓN DE CARGA
(A COLUMNA COMPLETA O
CON CARGAS ESPACIADAS)

27. VARIABLES CONTROLABLES EN LA
VOLADURA
GEOLOGÍA
• TIPO DE ROCA
• CONDICIONES DEL CLIMA
• RESISTENCIAA LA ROTURA
Y PROPIEDADES ELÁSTICAS
DE LA ROCA
• DISCONTINUIDADES:
GRADO DE FISURAMIENTO
*
*
*
*
DISYUNCION
CLIVAJE
FALLAS
FISURAS
• FRECUENCIA SÍSMICA
OQUEDADES, CAVERNAS
Y OTRAS.
• PRESENCIA DE AGUA
• CONDICIONES DEL TERRENO

28. RESULTADO DEL DISPARO
EN RENDIMIENTO
• SALIDA TOTAL O PARCIAL
DEL DISPARO
• FRAGMENTACIÓN
EN SEGURIDAD
• PROYECCIÓN DE FRAGMENTOS
(FLY ROCKS)
• TECHOS Y CAJAS GOLPEADAS
(POSIBILIDAD DE DESPLOME)
• EXPLOSIVOS Y ACCESORIOS
• DESPLAZAMIENTO Y FORMA
DEL CONO DE ESCOMBROS
• VOLUMEN DEL MATERIAL ROTO
NO DETONADOS
• TIROS FALLADOS
• ESPONJAMIENTO (PARA EL RECOJO
Y RETIRO DE DETRITOS)
• ROTURA HACIAATRÁS (BACK BREAK)
• SOBRE EXCAVACIÓN
• AVANCE DEL FRENTE
• PROYECCIÓN FRONTAL Y LATERAL
• NIVEL DE PISO (LOMOS)
• GASES REMANENTES
• ANILLADO, CORNISAS, SUBSUELO, ETC.

29. CAUSAS
CAUSAS USUALES DE FALLAS DE DISPAROS
insuficiente
de almacenaje
(Dead Pressing)
o insuficiente
Confinamient
Cut - offs: cortes
por diversos
motivos:
geología y otros
Mezcla
explosiva
Cebado
Compatibilidad
del cordón
Antigüedad
(edad-shelf life)
Efecto Canal
Presión de
muerte, densidad
Error con el tipo
de iniciador o
incompatibilidad
Inapropiada
selección de
tiempos
Dispersión
de retardos
Golpe de agua
(Water Hammer)
Mezcla de
diferentes tipos
o marcas de
detonadores de
retardo
Errores en el
orden de
encendido de
los retardos
Ejecución del
Plan de disparo
Propagación
Errores de
perforación
Errores de
tiempos
Errores de
carga del
taladro
Insuficiente
disponibilidad
de energía
Condiciones
geológicas
adversas
Taladros
con agua
Taladros
perdidos

30. FRENTE COMPLETO
VOLADURA
EXCAVACION MEDIANTEMETODOS DE PERFORACION
Y
3
44 4
EL CORTE
ESQUEMA DE DISPARO O MALLA DE PERFORACION
4
3
9 1
2 B 2
3
21 1
B 3 1
TAMAÑO DE
5 5
1 B 3
1
B 7

31. PERFORACION Y VOLADURA
Perforación y voladura forman un
conjunto.
El hueco perforado correctamente no sirve
de nada, si en la fase de voladura este se
carga con explosivos de potencia y
cantidad equivocadas.
Lo mismo ocurre cuando la carga del
explosivo es adecuada pero el taladro en
su profundidad, paralelismo y densidad no
es el correcto.

32. PLANEAMIENTO
FACTORES PARA EFECTUAR LA VOLADURA
SI
VOLADURA
ENERGIA
SI
TRABAJO
GEOMECANICA
NO
SI SI
NO
METODOS DE FACTOR DE

34. DISEÑO DE VOLADURAS SUBTERRÁNEAS
 Las operaciones de voladura superficial presentan
mínimo dos caras libres. Donde los taladros se
queperforan paralelamente a la cara frontal de alivio lo
facilita la salida de los disparos.
 En operaciones subterráneas existe solo
perforación tiene que ser perpendicular a
con el eje de la excavación, por tanto es
una cara y la
ella, alineada
muy difícil de
disparar si no se crea el alivio apropiado con taladros
vacíos paralelos a los cargados con explosivo.
Si no se crea el alivio apropiado cuando detonan los
primeros taladros, el resto de la voladura se soplará.


35. DISEÑO DE VOLADURAS SUBTERRÁNEAS
 Una diferencia adicional en
que
las
los
operaciones
parámetros desubterráneas es el hecho de
voladura deben adecuarse a un contorno específico.
 Esto puede resultar totalmente diferente a las
voladuras masivas o a las operaciones mineras en la
superficie donde el tamaño exacto de cada voladura no
es, normalmente, crítico.
 Las voladuras subterráneas comprenden: piques,
chimeneas y túneles horizontales (galerías, rampas y
otras).

36. TUNELES Y GALERIAS
DESARROLLO DE UN BANCO ANULAR

37. CONDICIONES FUNDAMENTALES
DE LOS TALADROS
A.
B.
C.
D.
Diámetro.
Longitud.
Rectitud.
Estabilidad.

38. VOLADURAS EN FRENTES
SUBTERRANEOS
Son voladuras con una sola cara libre y que
requieren la creación de una segunda cara
libre, esta es lograda mediante la apertura
del arranque, luego se transformara en una
voladuras de banco anular.

39. DESARROLLO
DEL BANCO ANULAR 3
2 4
3
1 542
1 5
32 41 5
NOMENCLATURA DE TÚNEL
CONTORNO c c
NÚCLEOc b
b
ab a
ARRANQUE
a TÚNEL
EN DOS
ETAPAS
B
TÚNEL
SIMPLE
BANCO B
PISO DEL TÚNEL (CRESTA DEL BANCO)

40. MÉTODOS DE CORTE
Los tipos de trazos de perforación para
formar la cara libre ó cavidad, son dos:
1. Cortes
angulo
con taladros en diagonal o en
2. Cortes con taladros en paralelo.

41. CORTES EN DIAGONAL
Estos cortes pueden clasificarse en tres
grupos:
1. Corte en cuña vertical
2.
3.
Corte en cuña horizontal
corte piramidal.
En los tres casos los taladros están
orientados hacia un eje o punto al fondo
de la galería a perforar.

42. CORTE EN
Horizontal
CUÑA
A
60°
A´ A´A

43. ´
CORTE EN PIRAMIDE
A
AAA

44. CORTE EN ABANICO
A
A A´ A´

45. CORTE EN PARALELO
Los taladros
Por ejemplo
adecuados
articulados
son
los
por
que
perforados paralelamente
Jumbos son los equipos mas
que cuentan con brazos
facilitan el alineamiento y dan
precisión en la ubicación de los
frente de voladura.
taladros en el
Con maquinas chicas tipo jackleg este
paralelismo depende mucho de la habilidad o
experiencia del perforista

46. CORTE EN PARALELO
A
A´A A´

47. DISTANCIA ESTIMADA DEL ALIVIO
AL PRIMER TALADRO DE ARRANQUE
B
1,7 B = 1,5 a
de 15 a 30 cm
Donde  es el diámetro mayor

48. TIPOS DE CORTES PARALELOS
Los tipos de cortes mas usando en taladros
paralelos:
• Corte quemado.
• Corte cilíndrico con taladros de alivio.
Presenta diferentes variantes de acuerdo a
la roca y la experiencia lograda.

49. CORTE EN PARALELO
A
A A´ A´

50. EJEMPLOS DE CORTE QUEMADO
a b c d
EJEMPLOS PARA LIMITAR EL EFECTO
TALADROS
DE SIMPATIA
ENTRE LOS
a cb

51. TRAZOS DE ARRANQUE PARA
TÚNELES
LEYENDA
TALADRO
CARGADO
TALADRO
DEALIVIO

52. TRAZOS DE ARRANQUE PARA
TÚNELES II
LEYENDA
TALADRO CARGADO
TALADRO DE ALIVIO

54. TEMPORIZACIÓN: EFECTOS
SECUENCIAL
DE LA SALIDA
14
ARRANQUE PARALELO 15 16
7 4 6
10 11
2 3
1
5
FRENTE
12 13
8 9
1718 19
14
15 y
4
10 y
1
1
16
CORTE
LONGITUDINAL
11
2 y 3
SALIDA DE
ARRANQUE
12 y 13
5
8 y 9
17

55. SUBTERRÁNEO
EFECTOS DE LA SALIDA SECUENCIAL POR
RETARDOS EN
DIAGRAMA DE LA
CADENCIA DE SALIDA
DE TALADROS EN UN
FRONTÓN DE TÚNEL
MINERO DISPARADO
CON RETARDOS
CORTE DE
ARRANQUE EN
PARALELO
CORTE
LONGITUDINAL
SALIDA DEL
ARRANQUEFRENTE
CORTE ANGULAR “V”

56. SUBTERRÁNEO
EFECTOS DE LA SALIDA SECUENCIAL POR
RETARDOS EN
EJEMPLO DE UN DISEÑO
SALIDA SECUENCIAL DE
VOLADURA ESPECIAL
PARA
UNA
EL ARRANQUE POR CORTE
QUEMADO SE UBICA AL
EXTREMO MAS ALEJADO DEL
TRAZO RESPECTO AL MURO.
SECUENCIA DE SALIDAS
RESULTA EN VOLADURA
AMORTIGUADA.
LA

57. TÚNELES
 Las voladuras en túneles son diferentes a las voladuras
en bancos debido a que se hacen hacia superficie libre
mientras que las voladuras en banco se hacen hacia dos
o más caras libres.
 En las voladuras de bancos hay gran cantidad de alivio
natural dentro de la plantilla el cual resulta de las caras
libres adicionales.
 En los túneles, sin embargo, la roca está más confinada y
una segunda cara
los taladros.
libre debe ser creada paralela al eje de
 La segunda cara libre se produce por un corte en la
frente del túnel que puede ser ya sea un taladro
perforado
abanico.
paralelamente, un corte en V o un corte en

58.  Después de que se hace el corte, los taladros auxiliares
se pueden comparar en algunos aspectos los utilizados
en voladuras de bancos.
 En general, las voladuras de túneles son de alguna
manera sobrecargadas para producir una fragmentación
más fina ya que
los
los efectos desastrosos del
sobrecargado de taladros
el túnel.
son disminuidos por el
confinamiento dado en
 Como resultado del confinamiento adicional y la falta de
caras libres desarrolladas, el tiempo entre retardos debe
ser mayor que los de las
permitir el movimiento de la
voladuras de superficie para
roca y la formación de la cara
libre adicional antes de que disparen los taladros
subsecuentes.

59.  Como resultado del confinamiento adicional y la falta de
caras libres desarrolladas, el tiempo entre retardos debe
ser mayor que los de las
permitir el movimiento de la
voladuras de superficie para
roca y la formación de la cara
libre adicional antes de que disparen los taladros
subsecuentes.
 En las voladuras de túneles, se utilizan generalmente
periodos de retardo largos. Si se utilizan retardos de
milisegundos, se omiten periodos de retardo para permitir
de 75 a 150 milisegundos (como mínimo) entre disparos
de taladros. Este incremento en el tiempo de retardo es
esencial para permitir que las voladuras de túneles
funcionen apropiadamente.

60.  Se deben discutir un número de diferentes tipos de
taladros cuándo se hacen voladuras en túneles. Esta
figura provee una descripción visual de algunos de los
tipos de taladros
pueden
que
ser
deben ser considerados. Los
taladros divididos en las siguientes
categorías:
1.
2.
3.
4.
5.
6.
Taladros
Taladros
Taladros
Taladros
de Piso (arrastres).
Cuadradores (flancos).
de Contorno (alzas al techo).
Auxiliares (horizontales).
Taladros Auxiliares (verticales).
Taladros de Corte o Arranque.

61. TIPOS DE TALADROS
1. Taladros de Piso
(arrastres)
Taladros
Cuadradores
(flancos)
Taladros de
Contorno
(alzas al techo)
Taladros
Auxiliares
2.
3 3
3. 5 5
4.
(horizontales)
Taladros
Auxiliares
(verticales)
5.
6. Taladros de Corte
o Arranque
USADOS EN TÚNELES
2
4 6 4
2
1 1

62. ÁNGULO
DE
AJUSTE
 Los taladros del perímetro del túnel deben tener un
ángulo hacia fuera de manera que se evite que la sección
del túnel cambie a medida que se avanza en la
perforación. Este ángulo recibe el nombre de ángulo de
ajuste. Los ángulos de ajuste comúnmente se definen
como 0.1 m + L x TAN 2°.
 Los burden para todas las voladuras de túneles se
calculan y miden al fondo de los taladros. El ángulo de
ajuste debe ser tomado en cuenta cuando se determinan
los burden reales al fondo de los taladros.

63.  Los taladros del perímetro en la zona de las cajas y el
techo se perforan comúnmente con espaciamientos
cercanos y cargas ligeras.
 También pueden detonarse como voladura de recorte
para proveer un contorno que requiera poco esfuerzo
(cargas desacopladas). La siguiente figura muestra la
extensión de las zonas de daño si se utilizan voladuras
de recorte o
en
si
los
se utilizan métodos de voladura de
producción perímetros.
ZONA
DE
DAÑO
SIN
VOLADURA DE RECORTE VOLADURA DE RECORTE
ZONA DE DAÑOZONA DE DAÑO CON

64. CORTE QUEMADO O DE TALADROS PARALELOS
 El arranque utilizado hoy en día es el corte quemado con
taladro de alivio de mayor diámetro. El término “corte
quemado” se origina de un tipo de voladura donde los
taladros son perforados paralelos uno al otro. Uno o más
taladros llenos y los vacíos fueran del mismo diametro.
Más tarde se descubrió que al utilizar taladros vacíos de
diametro mayor que los cargados, proveía alivio adicional
en la plantilla o malla y reducía
perforados que se necesitaban.
la cantidad de taladros
Los taladros grandes y
vacíos también permitían un avance adicional por
voladura.

65.  Toda una variedad de nombres se aplicaron para estos
cortes en paralelo, cuando los taladros de arranque y
alivios son del mismo diámetro se denomina corte
quemado.
Cuando se combina taladros de arranque de menor
diámetro
denomina
con taladros de alivio de mayor diámetro se
corte paralelo.
AVANCE
POR
VOLADURA
Y LOS
DIÁMETROS
DE LOS
TALADROS
VACÍOS

66.  Los taladros del corte pueden ser ubicados en cualquier
lugar en la cara del túnel. Sin embargo, la posición del
decorte o arranque influenciará sobre la proyección
lanzamiento del material arrancado.
 Si los taladros de corte se colocan cerca de la pared, la
plantilla requerirá menos taladros pero
lejos
la
dentro
roca
delfragmentada
túnel.
no será desplazada tan
 El corte se alterna del lado derecho al izquierdo del túnel
para asegurar que no se perforarán las cañas
remanentes de la voladura anterior.

67. POSICIONES DE LOS TALADROS
 Para poder obtener un buen movimiento hacia delante de
la pila del material, el arranque puede ser colocado en la
mitad del frontón.
lanzamiento será
Ubicándolo
minimizado.
hacia la parte inferior, el
Si se requiere de mayor
lanzamiento, los taladros de arranque pueden colocarse
más alto, en el centro del frontón como se muestra.
DE ARRANQUE

68. UBICACIÓN DEL ARRANQUE
(c) PISO
(d) PUNTO
(a) FLANCOS
(b) TECHO MEDIO
c
d aa
b

69. DISEÑO DE LOS TALADROS DE CORTE
 Los burden de los taladros cargados se seleccionan de
tal manera, que el
no
volumen de roca quebrada por
cualquier taladro
ocupar el espacio
pueda ser mayor al que pueda
vacío creado, ya sea por el taladro de
mayor diámetro o por los taladros subsecuentes que
detonen.
 En este cálculo se debe considerar también el hecho de
cuando la estructura de la roca se rompe entre los
taladros, ésta ocupará un volumen mayor al que tenía en
su estado original.
 En otras palabras, se debe considerar el factor de
esponjamiento.

70.  Si los taladros de arranque rompen un volumen mayor
del que puede caber dentro del cráter creado
previamente, el corte se “congela” lo que significa que se
bloquea por la roca que no puede ser expulsada.
Si esto ocurre, el alivio paralelo al eje de los taladros se
pierde y los taladros no podrán romper adecuadamente.
De hecho, éstos empezarán a soplarse fisurando la roca

adyacente pero sin permitir que se produzca la
fragmentación en la última etapa. Por tanto, en el corte
mismo, las distancias deben ser diseñadas y perforadas
con precisión.
 El tiempo de retardo debe ser suficientemente lento para
permitir que la roca empiece a ser expulsada del frente
antes de que se disparen los taladros subsecuentes.

71. CÁLCULOS PARA LAS DIMENSIONES DEL
CORTE QUEMADO
TALADRO (S) VACÍO (S) (DH)
 Un diseño típico de un corte quemado se da en la figura
mostrada. El diámetro del taladro vacío de alivio se
designa como DH. Si se utiliza
diámetro
contenga
más de un taladro vacío,
se debe calcular el equivalente de un solo
taladro vacío el cual el volumen de todos los
taladros vacíos. Esto se puede hacer utilizando la
siguiente ecuación:
DH = dH √N
donde:
DH = Diámetro equivalente de un solo taladro vacío (mm)
dH = Diámetro de los taladros vacíos (mm)
N = Número de taladros vacíos

72. DISEÑO GENERAL
DE UN CORTE
QUEMADO
Criterios de
Arranque:
acción:
Soplar y
formar la
cavidad
inicial.
Triturar y
extraer el
máximo
material.
Despegar
formar el
Núcleo:
Contorno: y
límite de la
voladura.

73. ESPACIAMIENTOS DE LOS TALADROS EN UN
CORTE QUEMADO

74. CÁLCULO DE B1 PARA EL CUADRO 1
El primer cuadrado
de taladros de
arranque se localiza
a una distancia B1
del centro.
CORTE QUEMADO
MOSTRANDO
DIMENSIONES
DEL BURDEN
B1 = 1.5DH
4
3
9 15
2 B3
2
13 11
B4
3
4
4
TAMAÑO DE EL CORTE
5
1 B1
3
B2 7

75. La distancia o radio desde el centro exacto del corte se4 4
llamará R.
3
DISTANCIAS
DESDE EL
CENTRO HASTA
LOS TALADROS
DEL CORTE
R1 = B1
3
R4 R
9 15
2
2 2
13 11
3
4 4
TAMAÑO DE EL CORTE
R
5
1 R1 3
7

76. El valor de Sc 4 4
denota el tamaño
del corte o la
distancia
taladros
del cuadro.
entre
dentro
9
DISTANCIAS
ENTRE TALADRO
DEL CORTE
Sc1 = B1√2 4SC
S
3
2
15
2 2
13 11
3
4 4
TAMAÑO DE EL CORTE
5
1
3
7
SC
SC3

77. CÁLCULOS SIMPLIFICADOS PARA
CORTES QUEMADOS

78. PROFUNDIDAD DEL TALADRO (H)
La profundidad de los taladros, los cuales
romperán hasta un 95% o más de su profundidad
total, puede ser determinada con la siguiente
ecuación:
PROFUNDIDAD DE AVANCE (L) (ESPERADA)
L = 0.95 H
H = (DH + 16.51 ) / 41.67
donde:
H = Profundidad (m)
DH = Diámetro del taladros (mm)

79. TALADROS AUXILIARES O DE PRODUCCIÓN
TALADROS DE ARRASTRE AL PISO
B = 0.012( 2 SGe / SGr + 1.5) De
S = 1.1B
T = 0.2B
B = 0.012( 2 SGe / SGr + 1.5) De
S = 1.1B
T = 0.5B
donde:
S = Espaciamiento
B = Burden (m)
T = Taco (m)

80. TALADROS DE CONTORNO (CUADRADORES Y ALZAS)
Comúnmente detonados con voladura de recorte
con
otra
taladros
manera:
de 0.45 m a 0.6 m entre centros, de
TIEMPO DE RETARDO DE LOS TALADROS
Los taladros de corte se disparan con por lo menos
50 ms entre periodos. Los taladros auxiliares se
retardan con por lo menos 100 ms o con retardos
LD. Los taladros del contorno (con voladura
retardo.
de
Losrecorte) se disparan con el mismo
taladros de piso detonan al último.
B = 0.012( 2 SGe / SGr + 1.5) De
S = 1.1B
T = B

81. EJEMPLO
Un túnel rectangular con una sección de 8 metros de
altura y 10 metros de ancho va a ser
método de corte quemado con taladro
excavado con el
grande. El corte
será cercano a la parte central del túnel. El taladro
central vacío será de 102 mm
serán de 28 mm de diámetro.
y los taladros cargados
Todos los taladros del corte serán cargados con
emulsión de 1.2 g/cm3. Se tienen disponibles cartuchos
de emulsión de 25, 29 y 32 mm de diámetro. Se utilizará
explosivo de precorte en los cuadradores y el techo, el
espaciamiento de los taladros de recorte será de 0.6 m.
La roca es un granito con una densidad de 2.8 g7cm3. El
taladro de 102 mm se escogió para permitir un avance
de por lo menos 95% en una profundidad de perforación
de 3.8 m. Diseñemos la voladura.

82. CÁLCULO DE PARÁMETROS INDIVIDUALES:
Llenando la tabla utilizando las fórmulas:

83. ESCALONADO
DESARROLLO DE LAS SALIDAS DEL
CORTE PARALELO
1 2 3
4 5 6

84. CORTE EN V
 El arranque comúnmente
utilizado en trabajos
taladrossubterráneas con
perforados en ángulo es el
corte
difiere
en V. El corte en V
del corte quemado
en que se perforan menos
taladros
avance
voladura.
voladura
limitado
y se logra un
por
por
está
del
menor
El avance
también
por el ancho
túnel. En general, el avance
por voladura se incrementa
con el ancho del túnel.
CORTE EN V BÁSICO

85. CORTE EN V
 El ángulo de la V no debe
ser agudo y no debe ser
menor a 60°.
 Los ángulos más agudos
requieren cargas con más
energía para la distancia de
burden utilizada. Un corte
consiste, normalmente, de
dos V´s, pero en voladuras
más profundas, un
de
corte
hastapuede
cuatro.
consistir
CORTE EN V BÁSICO

86. RETARDO
PARA UN
CORTE EN V
TIEMPO
 Cada cuña en V debe ser disparada en el mismo periodo
de retardo usando detonadores de milisegundos para
garantizar la tolerancia mínima entre cada pierna de la V
al momento del disparo. El tiempo de retardo entre V´s
adyacentes debe ser de por lo menos 75 milisegundos
(mínimo).
la figura.
La distribución básica de las V´s se muestra en
DE

87.  El corte en V básico muestra dos burden, el burden al
fondo de los taladros y el burden
equivalente a dos veces un burden
ángulo de 60° en el vértice de la V.
entre las V´s que es
normal si se utiliza un
 En algunos casos, se perfora un taladro adicional
perpendicular al frontón siguiendo
se denomina “taladro rompedor”.
la línea de B1, el cual
 Este se usa si la fragmentación obtenida con el corte en
V es demasiado grande.

88.  La siguiente figura indica la dimensión necesaria para
perforar un corte en V adecuado. Las dimensiones
especificas necesarias para cada taladro son tres:
1) La distancia a la cual se coloca la boca del taladro a
partir del centro de la frente,
2) El ángulo con
rocoso y
La longitud de
el que penetra el taladro dentro del manto
3) cada taladro en particular.
 Para poder obtener las dimensiones apropiadas,
discutiremos los cálculos para el diseño de un corte en V.

89. CORTE
DIMENSIONES EN UN
EN V
P
R
O
F
U
N
D
II
D
A
D
ANGULARIDAD
ESPACIADO

90. DISEÑO DE UN CORTE EN V
1. DETERMINACIÓN DEL BURDEN
 El burden siempre se mide al fondo del taladro y se
coloca como se muestra en la figura. Se comprende
que este no es el burden real exacto y que los taladros
con ángulos mayores (aquellos que se aproximan a la
V) tienen un burden real menor. Esto sin embargo, se
hace para simplificar el diseño. Cuando se consideran
los
del
El
errores
burden
burden
de perforación y otros factores, la reducción
real es de hecho beneficiosa.
 se puede determinar usando la misma
ecuación que se indicó con anterioridad.
B = 0.012( 2 SGe / SGr + 1.5) De

91.  La distancia entre las V´s se muestra en la figura como
B1 y se calcula de la siguiente manera:
2. ESPACIAMIENTO ENTRE TALADROS
(VERTICALMENTE)
 El espaciamiento vertical entre V´s es:
S = 1.2B
donde:
S = Espaciamiento (m)
B = Burden (m)
B1 = 2B
donde:
B = Burden (m)
B1 = Burden (m)

92. 3.

ÁNGULO DE LA V
El ángulo normal del vértice de la V es de
de
sin
aproximadamente 60°. Se han utilizado ángulos
menos de 60º en túneles pequeños y estrechos,
embargo, la densidad de carga de explosivo en cada
taladro se debe incrementar.
4.

PROFUNDIDAD DEL CORTE O AVANCE (L)
En general, la profundidad del corte variará de 2B a un
máximo del 50% del ancho del túnel. Los taladros
normalmente no romperán hasta el fondo y se puede
asegurar un avance de entre 90 al 95% de la
profundidad total de los taladros.

93. 5. LONGITUD DE TACO
 Los taladros se cargan normalmente hasta un 0.3B -
0.5B de la boca dependiendo de la resistencia de los
materiales a ser volados. Los taladros deben ser
taponado con un taco adecuado para mejorar el
rendimiento.
Se utiliza el mismo procedimiento que en el diseño de
un corte quemado para los taladros de arrastre, los
auxiliares de producción y los de contorno, porque son
paralelos. Al igual que el ángulo de ajuste.

94. 6. CARGA DE LOS TALADROS
 Es importante que los cebos iniciadores se coloquen
en el fondo de los taladros. La densidad de carga se
puede reducir cerca de la boca del taladro cuando se
utilizan explosivos encartuchados, en lugar de ANFO
cargado neumáticamente.
densidad de carga pueden
Las reducciones en la
comenzar después de que
1/3 del taladro ha sido cargado con la cantidad
calculada para obtener burden apropiado.

95. 7. TIEMPO DE SALIDAS DEL DISPARO
 El tiempo de disparo en un corte en V debe ser por lo
menos de 50 ms entre cada V, cuando estas disparan
una detrás de la otra.
El tiempo de disparo debe diseñarse de tal manera que
permita que la roca comience a moverse antes de que
disparen los taladros subsecuentes. Es por esta razón
que los retardos mínimos deben de ser de 75 a 100
ms.


96. CORTE EN ABANICO
 Los cortes en abanico son
similares en su diseño y
losmétodo de operación a
cortes en V. Ambos deben
tiempocrear el alivio al mismo
que los taladros detonan hacia
la cara libre. No existe alivio
adicional creado por taladros
vacíos como en el caso de los
cortes quemados.
Un corte en abanico clásico se
muestra en la
se
figura. Las
dimensiones
utilizando los
y formulas de
determinan
mismos métodos
el corte en V.
CORTE EN ABANICO

97. Y BANCO
MÉTODO DE TÚNEL Y BANCO
El método de túnel y banco es una combinación de voladura
subterránea de túnel y una voladura de banco a cielo abierto
para excavaciones de grandes dimensiones.
 La
se
sección del túnel
porexcava
delante del banco
para
piso
mantener un
de trabajo.
Cualquiera de
trazo
los
decortes y
voladuras de túnel se
pueden
excavar
superior.
utilizar para
la sección
MÉTODO DE TÚNEL

98. ATAQUE A TODA LA CARA (FRENTE)
Cuando son pequeños túneles se perfora todo el frente o cara,
se cargan los agujeros, y se hacen detonar los explosivos.
Con el desarrollo de los taladros de carretilla y de plataforma,
aumenta la perforación de grandes túneles con este método.

99. METODO DE TERRAZAS
Implica la perforación de la porción superior del
túnel antes de perforar la parte inferior

100. METODO DE DERIVADORES
Puede ser ventajoso perforar un túnel pequeño, llamado
derivador, a través de toda o una porción de la longitud del
túnel, antes de excavar todo con el taladro.

101. CÁLCULOS COLATERALES AL ARRANQUE
NÚMERO
Fórmula
empírica:
DE TALADROS PARA EL FRONTÓN:
Ej: para un
Fórmula
práctica:
túnel de 3.00x4.5 m = 10√13.5 =36.7 = 37 taladros
Nt = P/E + KxS
donde:
Nt = número de taladros
P = perímetro de la sección en m = √(Sx4)
10√S
donde:
S = área de la sección del frontón

102. E = distancia entre los taladros de la sección por m2
0.40-0.55 para roca dura, tenaz
0.60-0.65 para roca intermedia, semi dura
0.70-0.75 para roca blanda, frágil
K = dimensión de la sección en m2 – coeficientes:
2.0-2.5 para roca dura
1.5-1.7 para roca intermedia, semi dura
1.0-1.2 para roca blanda
S = área de la sección = A x H( π + 8) / 12
Ejemplo: para la misma dimensión 3x4.5 m
S = 3x4.5(3.14 + 8)/12 = 12.4
Nt =√(13.5x4/0.6) + 1.5x 12.4 = 12.2 + 18.6 = 30 taladros

103. FÓRMULAS PRÁCTICAS PARA CARGA EXPLOSIVA:
en Kg/m = Ø2 x Pe (exp) x 0.0007854 (Ø en mm)
Kg/m = Ø2 x Pe (exp) x 0.577 (Ø en pulgadas)
También:
Cálculo de carga para pequeño diámetro
Ct = 0.34 x Ø2 x Pe(exp) en lb/pie
Nota:
para el ANFO - densidad de carga a granel 0.80-0.85.
Y EXAMON - densidad de carga con aire comprimido
0.90-1.0.

104. LONGITUD DEL TALADRO
 Se determina por la dimensión de la sección y al
método de arranque, usualmente se consideran:
Para corte cilíndrico o paralelo
Para corte en cuña
L = 0.5√S
L = √S / 2 , o menos

105. CALIDAD DE PERFORACION
ELEMENTO ESENCIAL EN EL DISPARO

106. INFLUYE EN UN 75 % EN LA
VOLADURA
HECHO UN DISEÑO DE
PERFORACION, SE COMETE
ALGUNOS ERRORES COMO:
CALIDAD DE LA PERFORACION
5
4
3
Error
Error
Error
Error
de
de
de
de
Replanteo.
Inclinación y Dirección.
Desviación.
Profundidad.
2
1
Taladros Estrechos, Perdidos u
Omitidos.

107. ERRORES PERFORACIÓN
• HUECO DE ALIVIO DE DIÁMETRO MUY PEQUEÑO
• DESVIACIONES EN EL PARALELISMO
AVANCE

108. RESULTADOS DE UNA MALA CALIDAD DE
PERFORACION
MALAFRAGMENTACIÓN.
CALIDAD DE LA PERFORACION
INADECUADO RENDIMIENTO
SOBRE EXCAVACIONES.
VOLADURAFALLADA.
DEL EXPLOSIVO.
FORMACION DE CALLOS O PECHOS

109. ENVOLVENTE DE DAÑO
Sobreexcavacion
Envolvente de Daño (10-15 cm)
1.3 m
Arranque
1.3 m

110. DISPARO
CALIDAD DE LA
PERFORACION
PRE DISPARO 1 ROCA1
0,79 0,69
0,71
1,14
-0,99
0,84
0,79
0,88 0,79
POS - 1 ROCA 1
2.5
0,57
0,57 0,59
2.0
0,77
0,81
1.5
0,81
CALLO1.0
0,74
Sobrexcavacion0.5
0,72
0,770.0
0,15-0.5
-1.0
0,20-1.5
-2.0
0,50-2.5 -2.0 -1.5 -1.0 -0.5 0.0 0.5 1.0 1.5 2.0 2.5
Collar Perforación Fondo Perforación Desviación

111. 2 ROCA 1- DISPARO
CALIDAD DE LA
PERFORACION
PRE - DISPARO 2 ROCA1
0,8180
7
100,719 0 0,710
0,5210
100,76 710
100,61
0,64
1077
4 4 0,743 1070,54
10
8
71
2
3
2
1
3
4
3
4
86 5
88 7 5 65
POS1111 121112 11
2.5
0,820,932.0 0,86
0,811.5
0,93
0,581.0
Callos
0,63 0,490.5
0,470.0
0,12
0,22
-0.5
-1.0
0,13
-1.5
0,65
0,100,18-2.0
-2.5 -2.0 -1.5 -1.0 -0.5 0.0 0.5 1.0 1.5 2.0 2.5
Collar Perforación Fondo Perforación Desviación

112. FACTORES QUE INFLUYEN EL
RENDIMIENTO DE VOLADURAS



CONTROL DE CALIDAD.
COMUNICACIÓN.
RENDIMIENTO OPTIMO DE
EXPLOSIVOS.
INDICES DE VOLADURA.
CALIDAD DE LAS ROCAS.
SEGURIDAD.
LOS



 EVALUACIÓN DE RESULTADOS.

113. ERRORES PERFORACIÓN
• ESPACIAMIENTOS IRREGULARES ENTRE TALADROS
• IRREGULAR LONGITUD DE LOS TALADROS
AVANCE

114. ERRORES PERFORACIÓN
• INTERSECCIÓN ENTRE TALADROS
GA
• SOBRECARGA (EXCESIVA DENSIDAD DE CARGA)
SOBRECARGA
AVANCE
SOBRECAR
SIN CARGA

115. EVALUACIÓN DEL DISPARO:
DESPLAZAMIENTO DE LA ROCA
 El desplazamiento del material toma más tiempo que la
rotura y fragmentación. Está en función directa con la
energía de los gases en explosión, aunque los gases se
hayan ya expandido a determinada extensión del
espacio circundante.
 En teoría el desplazamiento del centro de gravedad es:
donde α % es el incremento en volumen y el material
disparado se ha posado a un ángulo de ψ.
L = 1 /3 √(2 ( (100+α)/100 ) B x H / tgψ) - B / 2

116. B = BURDEN
α= Porcentaje de
DESPLAZAMIENTO DE LA
ROCA VOLADA POR UN
DISPARO DEFINIDO POR EL
MOVIMIENTO DE SU
CENTRO DE GRAVEDAD
incremento
volumen de
desplazada
en
roca
debido a la
fragmentación
Ψ= Ángulo de reposo
del material disparado
(muck pile)
(1+α)V
G1= Centro
de la fuga
G2= Centro
de gravedad
IN-SITU
de gravedad
del material desplazado
(muck pile o pila de
escombros)
V
H G1
G2
ψ
r

117.  En la práctica, todo lo que se requiere del explosivo es
que desplace a la roca unos metros por segundo y por
consiguiente
segundo.
ésta fase demora aproximadamente un
 El movimiento puede sin embargo demorar más tiempo,
pero eso es un efecto de la gravedad y no del explosivo
(a no ser que el disparo sea intencionalmente
sobrecargado para incrementar la proyección del
material arrancado, cosa que se aplica por ejemplo en
la voladura de desbroce (CAST BLASTING).
 Aplicada para desencapar mantos de carbón en open
pits, proyectando el material mas allá del pie banco.
Consideraciones similares se aplican a los disparos de
frontones y tajeos subterráneos.

118. Selección de explosivo:
 La mejor forma de comparar explosivo es
capacidad de fragmentación para cada tipo
midiendo en
de roca bajo
distintos métodos de carga y voladura, lo que es muy
lento y tiene un costo prohibitivo.
 En la práctica se utilizan correlaciones empíricas de
deciertos parámetros de los explosivos como la relación
potencia en peso, propuesta por Langefors.
 El subíndice representa las características de un0
explosivo patrón o de referencia (generalmente ANFO o
gelatina amoniacal 60%)
S = 5 x Q / 6 x Q0 + 1 x V / 6 x V0
donde Q = calor desarrollado
V = volumen de gases generados por 1 Kg de explosivo

119. EFICIENCIA DEL EXPLOSIVO
 Término de rendimiento de los explosivos para la
creación de una red de fracturas.
ρe)(VOD2/(1 VOD2 /ETP = (0.36 + + VR – D / VR) (1/R) (EM / ET) ρe
del explosivo
Kcal/g donde:
2
donde
ETP = Término de rendimiento o eficiencia del explosivo
ρ e = densidad del explosivo (g/cm2)
VR = velocidad del sonido en la roca (Km/seg)
VOD = velocidad de detonación (Km/seg)
R = radio de desacoplamiento = volumen del taladro/volumen
E = máximo trabajo de expansión del explosivo calculado en
EM = valor no idea
ET = teórico
(Ref. BlastingAnalisis International BAI)

120. VELOCIDAD SÓNICA DE LA ROCA (frecuencia sísmica)
 La velocidad sónica de la
de Young (una medición
roca es una función del modulo
de la elasticidad del material),
radio de Poisson (una medida de la fragilidad del
material) y densidad (medida de la masa por unidad de
volumen)
VP = √(E (1 + r)/ Q (1 – 2r)(1 + r))
donde:
VP = velocidad sónica de la roca
E = módulo de Young
Q = densidad de la roca
r = radio de Poisson

121.  El ETP (Explosive Perfomance Term) indica que la
fragmentación no es controlada por una simple propiedad
como es la
del
energía, pero si por una combinación de
energía
densidad,
explosivo, velocidad de detonación,
el explosivo y
a volumen de
sísmica) y la
grado de desacoplamiento entre
la pared de taladro, volumen del explosivo
taladro, velocidad de la onda sónica (onda
geometría del disparo.

122. CARGA DE EXPLOSIVO DE BAJA SENSIBILIDAD (ANFOS)
IMPORTANCIA DEL RANGO DE INICIACIÓN
Punto de inicio
de la detonación
autosostenida
Punto de inicio
de la detonación
Iniciación de ANFO con detonador
simple solo.
(No deseable).
Iniciación de ANFO con detonador
reforzado o mini primer.
(Poco efectivo).
Iniciación de ANFO con cebo de
menor diámetro que el del taladro.
(Adecuado).
Iniciación de ANFO con cebo de
igual diámetro que el del taladro.
(Óptimo).

123. CARGA:
PEQUEÑO
EXPLOSIVOS
DIÁMETRO
DE BAJA SENSIBILIDAD EN
• CARGA Y CEBO ADECUADOS
TACO CARGA CEBO
DETONADOR
ACOPLADA (ATACADA)
RESULTADO: DETONACIÓN COMPLETA
ARRANQUE ÓPTIMO
RETENCIÓN VELOCIDAD DE REGIMEN INMEDIATA
ELEVADA PRESIÓN DE TRABAJO

124. CARGA: EXPLOSIVOS DE BAJA SENSIBILIDAD EN
PEQUEÑO DIÁMETRO
• CARGA Y CEBO INADECUADOS
(1) CARGA EXCESIVA
(2) CARGA MUY CORTA, DESACOPLADA O SUELTA
RESULTADO: DEFLAGRACIÓN
ARRANQUE DÉBIL
(1)
VELOCIDAD DE REGIMEN TRANSICIONAL
SOPLADO Y CRATERIZACIÓN
BAJA PRESIÓN DE TRABAJO

125. CARGA: EXPLOSIVOS DE BAJA SENSIBILIDAD EN
PEQUEÑO DIÁMETRO
CARGA Y CEBO INADECUADOS
(2)
SOPLO Y ANILLADO CARGA MUY CORTA
BAJA PRESIÓN DE TRABAJO
EFECTO CANAL (GASES ACELERADOS)
(3)
EXPLOSIVO QUE NO DETONA
TIRO FALLADO, TOTAL O PARCIALMENTE