voladura en tunel

1. .-/
Capítulo 22
J
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J
VOLADURAS DE TUNELES y GALERIAS
J
J
~,
J 1. INTRODUCCION
.--/ El aprovechamiento del subsuelo, tanto en obras
públicas como en minería, exige la realización de tú-
neles y galerías cada día en mayor número.
En los últimos tiempos, la excavación mecánica con
minadores y tuneladoras ha experimentado un gran
avance, llegándose a atravesar rocas con resistencias
de hasta 250 MPa, En rocas duras, son los últimos
equipos los que poseen un mayor campo de aplica-
ción, ofreciendo algunas ventajas como son: la per-
foración sin daños a la roca alrededor del túnel,
una superficie de corte regular que reduce las nece-
sidades de sostenimiento y/o revestimiento definitivo,
menos necesidades de personal, etc.
Pero, la excavación con explosivos sigue aún apli-
cándose con profusión, pues el método anterior pre-
senta también ciertos inconvenientes:
J
J
J
./
~ - El sistema de trabajo es muy rígido, ya que las
secciones deben ser circulares.
- Los terrenos atravesados no deben presentar
grandes variaciones y transtornos geológicos.
- Las curvas deben tener un radio superior a los
300 m.
./
./
- La excavación inicial de preparación es elevada, y
- El personal debe estar muy especializado."-.
./ El arranque con perforación y voladura palia en gran
parte esos inconvenientes, pues en cuanto a las sec-
ciones, aunque éstas sean grandes, las exca~ciones
pueden realizarse por fases con galerías de avance,
destrozas laterales y/o banqueo al piso, y además los
jumbos modernos poseen secciones de cobertura de
grandes dimensiones y formas. La roca residual puede
dejarse en buen estado ejecutando las voladuras de
contorno con las técnicas de recorte y precorte, el
sistema se adapta mejor a los cambios litológicos de
los terrenos atravesados y la inversión en maquinaria
es menor, pues una vez efectuadas las obras los equi-
pos pueden destinarse a la realización de otras labo-
res.
El ciclo básico de excavación se compone de las
siguientes operaciones:
./
./
./
./
./
- Perforación de barrenos.
./
- Carga de explosivo,
- Disparo de las voladuras.
- Evacuación de los humos y ventilación.
- Saneo de los hastiales.
- Carga y transporte del escombro,
-- Replanteo de la nueva pega.
En los epígrafes siguientes se revisa el estado actual
de ejecución de túneles y galerías y el cálculo de es-
quemas de perforación y cargas de explosivo.
2. SISTEMAS DE AVANCE
La forma o el esquema según el cual se ataca la
sección de los túneles y galerías depende de diversos
factores:
- Equipo de perforación empleado,
- Tiempo disponible para la ejecución.
- Tipo de roca,
- Tipo de sostenimiento, y
- Sistema de ventilación.
En rocas competentes los túneles con secciones in-
feriores a 100 m2 pueden excavarse con perforación y
voladura a sección completa o en un solo paso. La
excavación por fases se utiliza para la apertura de
grandes túneles donde la sección resulta demasiado
grande para ser cubierta por el equipo de perforación,
o cuando las características geomecánicas de las ro-
cas no permiten la excavación a plena sección. Fig. 22.1.
El sistema usual consiste en dividir el túnel en dos
partes, una superior o bóveda y otra inferior en banco o
de destroza. La bóveda se excava como si se tratara de
una galería y la destroza, que irá retrasada con res-
pecto al avance de la bóveda, se lleva a cabo por ban-
queo.
El banqueo puede ser vertical, en cuyo caso será
necesario disponer de un carro de perforación con una
deslizadera no demasiado grande, pues de lo contrario
presentará problemas de ubicación en puntos próxi-
mos a los hastiales. La ventaja de este sistema es que el
307

2. '1
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Figura 22.1. Sistemas de avance en laexcavación de túneles y galerías.
""1",bU",<""'lcil=" d'=I~,=~I=loJl=l"",J~
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"
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TF-i FT7
Figura 22.2. Banqueo vertical u horizontal en un túne!con avance en dos secciones.
banco completo puede ser perforado y volado de
forma continua y simultánea con la bóveda. Fig. 22.2.
El banqueo horizontal permite la utilización del
mismo equipo de perforación que para la bóveda y
además el mismo procedimiento de carga de explosi-
vos y desescombro. El principal inconveniente de este
sistema es la discontinuidad de ejecución.
Cuando la calidad de la roca es mala, es preciso, por
lo general, dividir el túnel en varias secciones más
pequeñas. Una técnica bastante común es la de abrir
en la bóveda una galería piloto con una o dos destrozas
laterales. Esa galería piloto, que sirve principalmente
de reconocimiento, va adelantada con respecto a las
destrozas, e incluso puede calarse antes de iniciar la
perforación lateral permitiendo una mejor ventilación
de las labores. La excavación de la bóveda se completa
por lo general antes de iniciar el arranque de la sección
inferior, aunque en túneles anchos puede llevarse a
cabo si,multáneamente estableciendo un acceso entre
el piso del túnel y la bóveda mediante una rampa late-
ral.
Actualmente, uno de los procedimientos de ejecu-
ción de túneles más empleado es el conocido como
«Método Austríaco». A grosso modo, consiste en la
excavación por fases, tal y como se acaba"de indicar.
Tras la apertura de la galería de avance en la media
sección su perior, se efectúan las destrozas laterales de
forma simultánea o desfasadas entre sí, utilizando
como frente de salida el propio hueco libre de la galería
y disponiendo los barrenos de contorno de modo que
se consiga el perfil definitivo con el menor daño posi-
ble de la roca, esto es aplicando la técnica del recorte.
A continuación, y tras la retirada de los escombros, se
procede a un gunitado de regulacjón del paramento
excavado con el fin de evitar las descompresiones y
que la roca pierda sus cualidades resistentes.
A una cierta distancia del frente, que suele ser igual
al avance de las pegas, se irá efectuando el revesti-
miento definitivo con los diferentes sistemas existen-
tes.
308
La excavación de la sección inferior se realiza tam-
bién por fases, en su parte central con banqueo y en los
macizos laterales o bataches con destrozas y voladu-
ras de recorte. La perforación puede ser vertical u
horizontal y el avance dg los bataches simultáneo o
desfasado.
"
Foto 22.1. Excavaciónpilotoydestrozaslateralesde lasec-
ción superior de la galerla de presión de 12 m de diámetro de
la Central de Saucelle.

3. ./
3. ESQUEMAS DE VOLADURA EN TUNELES
./
Las voladuras en túneles y galerías se caracterizan
por no existir, inicialmente, ninguna superficie libre de
salida salvo el propio frente de ataque. El principio de
/ ejecución se basa en crear un hueco libre con los
barrenos del cuele y contracuele hacia el cual rompen
las cargas restantes de la sección. Dicho hueco tiene,
/ generalmente, una superficie de 1 a 2 m2, aunque con
diámetros de perforación grandes se alcanzan hasta
los 4 m2. En los cuel&)s en abanico los barrenos del
,.J cuele y contracuele llegan a cubrir la mayor parte de la
sección.
La destroza, aunque sea comparable geométrica-
mente a las voladuras en banco, requiere consumos
/ específicos de explosivo entre 4 y 10 veces superiores,
puesto que hay errores de perforación, menor hueco
de esponjamiento e inclinación con respecto al eje de
/ avance, menor cooperación entre cargas adyacentes y
en algunas zonas existe la acción negativa de la grave-
" dad, como sucede con los barrenos de zapatera.
/ Fig. 22.3.
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;'
;'
;'
Figura 22.3. Zonas de una voladura en túnel.
Los barrenos de contorno son los que establecen la
forma final del túnel, y se disponen con un reducido
espaciamiento y orientados hacia el interior del macizo
para dejar hueco a las perforadoras en el emboquilley
avance.
fT .~. Á""'Y'~:iiit...~~/~'-'-h'=
r="'~2~'~"~:
Figura 22.4. Orientación de los barrenos de contorno para
mantener el perfil del túnel.
En cuanto a la posición del cuele, ésta influye en la
proyección del escombro, en la fragmentación y tam-
bién en el número de barrenos. De las tres posiciones:
en rincón, centrada inferior y centrada superior, se
elige normalmente ésta última, ya que se evita la caída
libre del material, el perfil del escombro es más ten-
dido, menos compacto y mejor fragmentado.
4. TIPOS DE CUELES Y CALCULO DE VOLA-
DURAS
Las yoladuras en túneles y galerías son mucho más
complejas que las voladuras en banco, debido, como
ya se ha indicado, a que la única superficie libre es el
frente de excavación. Los consumos específicos son
elevados y el confinamiento de las cargas alto. Por otro
lado, las dimensiones de las piedras en el cuele son
pequeñas, por lo que los explosivos deben ser lo sufi-
cientemente insensibles para evitar la transmisión de
la detonación por simpatía, pero poseer una velocidad
de detonación lo suficientemente elevada, superior a
los 3.000 mis, para evitar el efecto canal en los explosi-
vos encartuchados dentro de barrenos de mayor diá-
metro. Este fenómeno consiste en que los gases de
explosión empujan al aire alojado entre la columna de
explosivo y la pared del barreno, comprimiendo a los
cartuchos por delante del frente de la onda de choque,
destruyendo así los puntos calientes o aumentando
excesivamente la densidad del explosivo.
En cuanto a la perforación, ésta se ha mecanizado
intensamente en las últimas décadas, en base al desa-
rrollo de jumbos hidráulicos, con uno o varios brazos,
automatizados y más versátiles. Esto ha hecho que la
elec'ción de los cueles se dirija hacia el grupo de los
denominados de barrenos paralelos, pues son mucho
más fáciles de perforar, ya que no hay necesidad de
cambiar el ángulo de las deslizaderas, y los avances
no están tan condicionados por la anchura de los
túneles como en el caso de los cueles en ángulo.
Así pues, los cueles pueden clasificarse en dos gran-
des grupos:
- Cueles de barrenos paralelos y
- Cueles de barrenosen ángulo.
Los primeros son los que más se emplean en prO-
yectos con perforación mecanizada, mientras que los
del segundo grupo han caído muy en- desuso por la
laboriosidad de la perforación y sólo se aplican en
excavaciones pequeñas.
A continuación, se exponen por orden de importan-
cia los distintos tipos de cueles, así como el cálculo de
los esquemas y cargas en el resto de las secciones, que
son por lo general independientes de la clase de cuele
aplicado.
4.1. Cueles cilíndricos
Actualmente, es el tipo de cuele que se utiliza con
más frecuencia en la excavación de túneles y galerías,
con independencia de las dimensiones de éstas. Se
considera que es una evolución o perfeccionamiento
de los cueles quemados que se comentarán más ade-
lante.
309
DESTROZA
ICUELEI !J
CONTRACUEL E
IT
ZAPATERA lIT
" l' " " '1 " fI IC=II=IL=I<='

4. Consta de uno o dos barrenos vacíos o de expansión,
hacia los que rompen escalonadamente los barrenos'
cargados. Los barrenos de gran diámetro (65 a 175
mm) se perforan con bocas escariadoras acopladas
al mismo varillaje que es utilizado para perforar los
barrenos de voladura.
Todos los barrenos dentro del cuele se sitúan muy
próximos, alineados y paralelos, por lo que es muy
habitual usar jumbos dotados con paralelismo auto-
mático.
El tipo de cuele cilíndrico más empleado es el de
cuatro secciones, ya que es el más sencillo de replan-
teo y ejecución. La metodología de cálculo de esque-
mas y cargas de este cuele y del resto de las zonas
de un túnel corresponde a las teorías suecas, actuali-
zadas recientemente por Holmberg (1982), y simplifica-
da por Oloffsson (1990), y se estudian seguidamente.
Por último, se indican otros tipos de cueles cilíndricos
que se han utilizado con éxito y están bien experimenta-
dos.
A. Avance por pega
El avance de las pegas está limitado por el diámetro
del barreno de expansión y la desviación de los barre-
nos cargados. Siempre que ésta última se mantenga
por debajo del 2% los avances medios «X» pueden
llegar al 95% de la profundidad de los barrenos «L».
x = 0,95 x L
En los cueles de cuatro secciones la profundidad de
los barrenos puede estimarse con la siguiente expre-
sión:
L = 0,15 + 34,1 O2 - 39,4 O;
donde:
O2 = Diámetro del barreno vacío (mi
Cuando se utilizan cueles de «NB" taladros vacíos
en lugar de uno solo de mayor diámetro, la ecuación
anterior sigue siendo válida haciendo
O2 = 0'2 x y'NB
donde «O' 2" es el diámetro de los dos bar;renos vacíos.
B. Cuele y contracuele
El esquema geométrico general de un cuele de cua-
tro secciones con barrenos paralelos se indica en la
Fig. 22.5.
La distancia entre el barreno central de expansión y
los barrenos de la primera sección, no debe exceder de
«1,7 O2>>para obtener una fragmentación y salida sa-
tisfactoria de la roca (Langefors y Kilhstrom, 1963). Las
condiciones de fragmentación varían mucho, depen-
diendo del tipo de explosivo, características de la roca
y distancia entre el barreno cargado y el vacío.
Tal como se refleja en la Fig. 22.6. para piedras
310
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Figura 22.5. Cuele de cuatro secciones.
'-
mayores de «2 O2>>el ángulo de salida es demasiado
pequeño y se produce una deformación plástica de la
roca entre los dos barrenos. Incluso si la piedra es
inferior a «02», pero la concentración de carga es
muy elevada se producirá la sinterización de la roca
fragmentada y el fallo del cuele. Por eso, se reco-
mienda que las piedras se calculen sobre la base de
B[ = 1,5 O2,
"
"
E
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B, A«J/' «'.0""> =---1~' /
/ //
// /
/ //
/ // ¡o...tl.ouRtI.Ulll?tI B,=D.
...
0,1 0,2 0,3
BARRENO DE EXPANSION D2(m)
Figura 22.6. Resultados de las voladuras para diferentes
distancias de los barrenos cargados a los vacíos y díámetros
de éstos.
Cuando la desviación de perforación es superior al
1%, la piedra práctica se calcula a partir de:
B[ = 1,7 O2 - Ep = 1,7 O2 - (a xL + e')
donde:
Ep = Error de perforación (m).
a = Desviación angular (m/m).
L = Profundidad de los barrenos (m).
e' = Error de emboquille (m).

5. J
~
En la práctica, la precisión de la perforación es lo
suficientemente buena y se trabaja con un valor de la
piedra igual a vez y media el diámetro de expansión.
La concentración lineal de carga se calcula a partir
de la siguiente expresión:
J
----
J
[
B
]
1,5
[
D2
] [
C
]
1
q¡=55DI - x B-- x - x-
D2 2 0,4 PRPANFO
J q ¡ = Concentración lineal de carga (kg/m).
D¡ = Diámetro de perforación (m).
D2 = Diámetro del barreno de expansión (m).
B = Dimensión de la piedra (m).
./ c = Constante de la roca.
PRPANFO= Potencia Relativa en Peso del explosivo
referida al ANFO.
.-/
Frecuentemente, los valores posibles de las con-
" centraciones lineales de carga están bastante limita-
./ dos, por cuanto no existe una variedad amplia de ex-
plosivos encartuchados. Esto significa que para una
- concentración lineal fijada de antemano, puede de-
" terminarse la dimensión de la piedra a partir de la
./ ecuación anterior, si bien el cálculo resulta un poco
más complejo,
./
DIAMETRO DEL BARRENO
DE EXPANSION (mm)
¡02 152
127
./
E"-
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OTI
CJ O2
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./
./
./ O,¡ 0,2 0,3 0,4
PIEDRA MAXIMA(m)
"
Figura 22.7. Relación entre la concentración lineal de
carga y piedra máxima para diferentes diámetros de barre-
nos de expansión (Larsson y Clark). lf
./
./
./
Para calcular el resto de las secciones, se considera
que ya existen unos huecos rectangulares de anchura
«Ah» y que se conocen las concentraciones lineales
de carga «q¡». El valor de la piedra se calculará a
partir de:
B = 8,8 X 1O-2~ Ah X ql X PRPANFODI X C
/
/
Cuando existe un error de perforación, tal como se
observa en la Fig. 22.9, la superficie libre «Ah» difiere
de la distancia «Ah'» en la primera sección, por lo
que
Ah = V2(B I - Ep)
/
~6
"2,5'«
'"<r
«
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w
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Z
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./ "
LJ',,' A,S"""
A,"o"
~ @ ~ 0,5 o,s 0 ~ ~ ~ ~ ~ ~
PIEDRA MAXIMA (m)
0,1
Figura 22.8. Relación entre la concentración lineal de
carga y la piedra máxima para diferentes anchuras de
hueco (Larsson y Clark).
B
Di ~
B2
Epj.f2' -~
-V-, V;'
{
'-
r'.. /'" -- 'v¿ / I --//: --<-'--/ I .
@, ¡AhA'h /~
"
""", ----
("""-'--
~ ,->'-?
!.P-
Figura 22.9. Influencia en la desviación de los barrenos.
y sustituyendo este valor en la ecuación anterior re-
sulta:
I
B = 10,5 X 1O-2V (B[- Ep) x q, X PRPANFO
DI X C
Este valor tiene que reducirse con la desviación de
los barrenos para obtener la piedra práctica.
B 2 = B - Ep
Existen algunas restricciones en cU2.nto a «B2», ya
que debe satisfacer:
B2 s: 2 Ah
para que no se produzca la deformación plástica. Si
esto no se cumple, se modificará la concentración li-
neal de carga calculándola con:
540 D1 x C X Ah
q¡ =
PHPANFO
Si la restricción de deformación plástica no es satis-
factoria, es mejor normalmente elegir un explosivo de
menor potencia, con el fin de optimizar la fragmenta-
ción.
El ángulo de apertura debe ser también menor de
311

6. 1,6 radianes (90°), pues si no el cuele pierde su ca-
rácter de cuele de cuatro secciones. Esto significa
que:
B 2 > 0,5 Ah
Gustafsson (1973) sugiere que la piedra para cada
sección se calcule con «B2 = 0,7 B'".
Una regla de dedo para determinar el número de
secciones, es que la longitud del lado de la última
sección «B» no sea menor que la raíz cuadrada del
avance. El método de cálculo del resto de las seccio-
nes es el mismo que el aplicado para la segunda
sección.
Las longitudes de los retacados se estiman con:
T = 10 DI
Algunos problemas que se presentan en las voladu-
ras con cueles de barrenos paralelos son la detonación
por simpatía y ladesensibilización por precompresión
dinámica. El primer fenómeno, puede aparecer en un
barreno adyacente al que esté detonando, cuando el
explosivo que se encuentra en él tiene un alto grado de
sensibilidad, como son todos aquellos que poseen en
su composición nitroglicerina. Por el contrario, la de-
sensibilización por precompresión dinámica tiene lu-
gar en muchos explosivos y particularmente en el
ANFO, pues la onda de choque de una carga puede
elevar la densidad de la adyacente por encima de la
densidad crítica o de muerte.
Los problemas de desensibilización pueden ate-
nuarse con el correcto diseño de las secuencias de
encendido, haciendo que la detonación sucesiva de
cada barreno se realice con un retraso suficiente para
que la onda de choque del disparo anterior pase y
que el explosivo recupere su densidad y grado de
sensibilidad normales.
Hagan propone, para disminuir los problemas
mencionados, realizar los cueles cilíndricos dispo-
niendo tres barrenos vacíos de expansión de forma
que actúen de pantalla entre los de carga. Fig. 22.10.
.BARRENO CON CARGA
2
..r
00BARRENOS DE EXPANSION
.1 o .3
Figura 22.10. Cuele cilíndrico modlfícado para elimínar la
detonación por símpatía y desensíbílízación dínámíca.
También, ha podido comprobar que las rocas de
grano fino son más propicias a los fallos de los cueles
que las de grano grueso, debido al mayor volumen del
312
'-
hueco de alivio que se precisa para la salida del mate-
rial.
Como en los cueles cilíndricos cada detonación su-
cesiva agranda el espacio disponible para la expansión "
de los barrenos que aún no han salido, la dimensión de
la piedra puede ir aumentando y por lo tanto colocarse
las cargas en espiral. Fig. 22.11. .
/- 31
1 2 1
1 1
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0 1/ 1 --- /
1. -
1 '1
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5 /
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,
Figura 22.11. Cuele cílíndríco en espiral.
Otros tipos de cueles cilíndricos son los siguientes:
a) Cuele cilíndrico de doble espiral
Se perfora un barreno central con un diámetro entre
75 y 200 mm que es circunvalado por los barrenos más
pequeños cargados y dispuestos en espiral.
Los barrenos 1-2,3-4 Y 5-6 se corresponden en cada
una de sus espirales respectivas.
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-- -- 12
1--
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Figura 22.12. Cuele y contracuele de doble espíral.

7. '--'"
b) Cuele Coromant
~ Consiste en la perforación de dos barrenos secantes
J de igual diámetro (57 mm), que constituyen el hueco
libre en forma de «8» para las primeras cargas. Se
~ utiliza una plantilla de perforación para taladrar los
" dos barrenos anteriores y los restantes del cuele.
J
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~
J
J
--./
--./
Figura 22.13. Cuele Coromant.
--./ c) Cuele Fagersta
Se perfora un barreno central de 64 ó 76 mm de
¿ diámetro y el resto de los barrenos cargados más pe-
queños se colocan según la Fig. 22.14.
~ Es un tipo de cuele mixto entre el de cuatro seccio-
J nes Y el de doble espiral, siendo adecuado para las
pequeñas galerías con perforación manual.
J
.,¡'
J
J
J 8
J
Figura 22.14. Cuele Fagersta.
J
C. Zapateras
J
La piedra de los barrenos de zapatera dispuestos en
J
filas se calcula, básicamente, con la misma fórmula
que se emplea en las voladuras en banco, conside-
rando que la altura de ésta última es igual al avance de
la pega:
/ q x PRPANFO
"' ¡
B = 0,9 .Y c x f (S/B)
donde:
- Factor de fijación. Generalmente se toma 1,45
para tener en cuenta el efecto g ravitacional yel
tiempo de retardo entre barrenos.
S/B = Relación entre el espaciamiento y la piedra. Se
suele tomar igual a 1.
c = Constante de roca corregida.
c= c+ 0,05 para B ? 1,4 m
c= c + 0,07/B para B < 1,4 m
En los barrenos de zapateras es necesario conside-
rar el ángulo de realce «"'{» o inclinación que se pre-
cisa para proporcionar un hueco adecuado a la per-
foradora para realizar el emboquille de la próxima
pega. Para un avance de 3 m un ángulo de 3°, que
equivale a 5 cm/m, es suficiente, aunque dependerá
lógicamente de las características del equipo.
",
+
Figura 22.15. Geometría de los barrenos de zapatera.
El número de barrenos vendrá dado por
[
AT + 2L x sen "'{
]NB = Número entero de B + 2
donde:
AT = Anchura del túnel (m)
El espaciamiento práctico para los barrenos de rin-
cón será:
Sz 1= Sz - L x sen "'{
La piedra práctica «Bz» se obtiene a partir de
Bz = B ~ L x sen "'{ - Ep
Las longitudes de la carga de fondo «1,» y de co-
I~mna «le» deben ser
1, = 1,25 x Bz
le = L - 1, - 10 DI
313
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I
I
I
I I
I I
I I
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- 1=.'- ,,,, ,,-,, ,-,,- ,1=1>=-
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TI ANCHURADETUNEL TI
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-

8. La concentración de la carga de columna puede
reducirse al 70% de la de fondo. Sin embargo, se suele
emplear la misma concentración por motivos de
tiempo de preparación. El retacado se fija en «T = 10
O¡'» y la condición que debe cumplir la piedra es
«B:s:0,6 L».
O. Destroza
El método para calcular el esquema de los barrenos
de destroza es similar al empleado para los de zapa-
tera, aplicando únicamente unos valores distintos del
Factor de Fijación y relación Espaciamiento/Piedra.
TABLA 22.1
La concentración de la carga de columna, para am-
bos tipos de barrenos, debe ser igual al 50% de la
concentración de la carga de fondo.
E. Contorno
Si en la excavación no se precisa una voladura de
contorno o de recorte, los esquemas se calculan de
acuerdo con lo indicado para los barrenos de zapatera,
con los siguientes valores:
Factor de Fijación. . . . . . . . . ... f = 1,2
Relación S/B S/B = 1,25
Con'centración de la carga de
columna. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . qe = 0,5 qf, siendo
«q¡» la concentra-
ción de la carga de
fondo.
#'
En el caso de tener que realizar voláduras de cone
torno el espaciamiento entre barrenos se calcula a
parti r de:
Se = K X O,
donde «K» varia entre 15 y 16. La relación S/B debe ser
0,8.
La concentración lineal de carga mínima se deter-
mina en función del diámetro de perforación. Para
barrenos con un calibre inferior a los 150 mm se em-
plea la ecuación:
q le = 90 X O ,"
donde «O,» se expresa en m.
314
"-..
F. Ejemplo de aplicación
Se desea excavar una galería de mína en roca "-
(c = 0,4) medíante voladuras de barrenos paralelos y
cuele de cuatro secciones, sabiendo que las dimen-
siones geométricas y datos de perforación son:
'-
- Anchura del túnel «AT» 4,5 m
- Altura de los hastiales 4,0 m
- Flecha del arco de coronación 0,5 m
- Diámetro del barreno de cuele «02» 102m
- Diámetro de perforación «O,» 45 mm
- Angulo de los barrenos de contorno «y» 3 o
- Desviación angular «a» 10 mm/m
- Error de emboquille «e'» 20 mm
"--
'--
"--
El explosivo a utilizar tiene una Potencia Relativa
en Peso de ANFO de 1,09 (109%) Y los cartuchos
disponibles tienen diámetros de 25, 32 Y 38 mm, que
dan lugar a unas concentraciones lineales de carga, "-
para una densidad de 1,2 glcm3, de 0,59, 0,97 Y 1,36
kg 1m respectivamente.
'--
a) Avance.
L = 3,2 m y X = 3,0 m
b) Cuele y contracuele
.....
- Primera sección
B= 1,7x02=0,17m
B, = 0,12.m
q 1= 0,58 kg/m -> 0,59 kg/m
con d = 25 mm
T = 10 X DI = 0,45 m
Ah'= ~=0,17m
Carga por barreno Qb= 1,59 kg.
....
.....
.....
- Segunda sección
Ah = V2 (0,12 - 0,05) = 0,10 m
Para d=25mm B=0,17m
d = 32 mm B = 0,21 m
d = 38 mm B = 0,25 m
Como B2 ~ 2 Ah, se eligen los cartuchos
de 32 mm.
B2=0,16m
T = 0,45 m
Ah' = V2 (0,16 + 0,17/2) = 0,35 m
Qb = 2,62 kg.
'-
'-
'-
'-
- Tercera sección
..
Ah = V2 (0,16 + 0,17/2 - 0,05) = 0,28 m
Para los cartuchos de mayor diámetro
q, = 1,36 kg/m
'-
B = 0,42 m
B3 = 0,37 m
T = 0,45 m
Ah' = V2 (0,37 + 0,35/2) = 0,77 m
Qb = 3,67 kg
'-
'-
'-.
DIRECCION DE FACTOR DE
SALIDA DE FIJACION RELACION
LOS BARRENOS ,,1» "S/B"
. Hacia arriba y
horizontalmente 1,45 1,25
. Hacia abajo 1,20 1,25

9. J
- Cuarta sección
-,
J Ah = V2 (0,37 + 0,35/2 - 0,05) = 0,70 m
B = 0,67 m
B4 = 0,62 m
T = 0,45 m
A Ih = V2 (0,62 + 0,77/2) = 1,42 m, que
es comparable a la raíz cuadrada del
avance, luego no se necesitan más
secciones.
Ob = 3,67 kg.
J
J
J c) Zapateras
Con d = 38 mm resulta q 1 =
B = 1,36 m
NB = 5 barrenos
Sz = 1,21 m
S/Z = 1,04 m
Bz = 1,14 m
Ir = 1,43 m
le = 1,32 m
qe = 0,7 x 1,36 = 0,95 kg/m
con d = 32 mm
Ob = 3,20 kg.
1,36 kg/m.
J
J
> 0,97 kg/mJ
-,
j d) Barrenos de contorno de techo
Se usan cartuchos de 25 mm con q I = 0,59 kg/m
../
Sel = 15 x DI = 0,68 m
Be'= S,,/0,8- Lx sen 3° - 0,05 = 0,62 m
qle = 90 X DI2 = 0,18 kg/m, que es consi-
derablemente menor que 0,59 kg/m
NB = I 4,7/0,68+2 1=8
Ob' = 1,77 kg.
-"
../
/
/
e) Barrenos de contorno de hastiales
La longitud de contorno que queda para los 4,0
m de altura es:
4,0 - Bz - Be,= 4,0 - 1,14 - 0,62= 2,24 m
.-/
con f = 1,2 Y S/B = 1,25 se tiene
./
Beh = 1,33 - L x sen 3° - 0,05 = 1,12 m
NB = I 2,24 / (1,33 x 1,25) + 2 1=3
Seh = 2,24/2 = 1,12 m
Ir =1,40m
le = 1,35 m
Ob = 3,2 kg
./
"
/ f) Destroza
Como el lado pe la cuarta sección es A'h = 1,42
m y la piedra práctica de los barrenos de con-
torno de hastial es Beh = 1,12 m, el espacio que
queda disponible para una anchura de túnel AT
= 4,5 m es:
"
./
"
/
4,5 -1,42 -1,12 x 2 = 0,84 m
B = 1,21 - 0,05 = 1,16 m para f = 1,45
sin embargo, se utilizará B = 0,84 m, debido a las
dimensiones horizontales del túnel.
./
/
Para los barrenos superiores
B = 1,33 - 0,05 = 1,28 m
pero, si se resta a la altura del túnel A'h= 1,42
B,= 1,14 YB"= 0,62, se tiene:
4,5 -1,42 -1,14-0,62 = 1,32 m
Como la diferenc'ia es sólo de 5 cm, se hace
B = 1,32 m.
La carga de los barrenos se destroza es igual a
la de los barrenos de los hastiales, luego:
Ob= 3,20 kg.
g) Resumen
- Cuele y contracuele: 16 barrenos
(4 x 1,59) + (4 x 2,62) + (8 x 3,67) = 46,21 kg
- Zapateras: 5 barrenos (5 x 3,20) = 16 kg,
- Contorno techo: 8 barrenos (8 x 1,77) =
= 14,16 kg.
- Contorno hastiales: 6 barrenos (6 x 3,20) =
= 19,20 kg.
- Destroza: 5 barrenos (5 x 3,20) = 16,00 kg.
Carga total de la volad ura = 111,6 kg
Superficie del túnel = 19,5 m2
Avance = 3 m
Volumende roca arrancado = 58,5m3
Consumo específicode explosivo = 1,9kg/m3
Número total de barrenos = 40
Longitud total perforada = 128 m
Perforaciónespecífica = 2,2 m/m3
E
~ ~9 '9
9'
85
87 ~
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E
..
4, "13
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I 1/ "" , "111 8 10(0)0' . 1
: ", ~_!::J // :I ',/ I
i '--2 :48 83 8a
.p
TIla
10 10
~
10
~
"!,5m
J
Figura 22.16. Esquema geométrico de la voladura calcu-
lada.
G. Cálculo simplificado
Para un cálculo más rápido de las voladuras en túnel
con cueles de barrenos paralelos de cuatro secciones
,"315

10. se pueden aplicar las fórmulas que se recogen en las
tablas siguientes:
a. Cuele
TABLA 22.2
'-
b. Destroza
Para calcular el resto de la voladura, se parte de la "-
dimensión de la piedra "B" y concentración lineal de
carga en el fondo "q," para el explosivo y diámetro utili-
zado. Las fórmulas que se emplean son: '-
q¡ = 7,85 . 10-4. d2. P
B = 0,88 . qjO,35
siendo: "-
D = Diámetro del cartucho de explosivo (mm).
p = Densidad del explosivo (g/cm3).
...
TABLA 22.3
...
H. Comprobación de los esquemas de voladura
Una vez efectuados los cálculos de los esquemas y
cargas, y antes de dar las voladuras, es interesante
chequear o contrastar los datos obtenidos con los es-
tándares o resultados típicos de operaciones si milares.
Estqs comprobaciones se pueden realizar con sim-
ples gráficos como los de las Figs. 22.17, 22.18 Y
22.19, donde se refleja el consumo específico de ex-
plosivo en función de la sección del túnel y diámetro
;::- 4
E
"'
o>
:"S
o
'" 3-
L1.
U
W
(L
f{J 2
o
::;;
:::J
(j)
51
U
,y'
050 mm
040mm
032 mm
10 20 30 40 50 60 70 80 90 100 110 ]20
AREA (m2)
Figura 22.17. Consumoespecífico en funcióndel áreadel
túnel y diámetro de los barrenos.
316
."
'-
'.
"-
'-
de perforación, el número de barrenos por pega y la '-
perforación específica a partir de las dos variables
indicadas.
Los gráficos anteriores se refieren a voladuras con
barrenos paralelos y sólo pueden tomarse como "-
orientativos, pues son muchas las variables que influ-
yen sobre los resultados de la excavación: tipos de
rocas y explosivos, tamaño de los barrenos, tipos de '-
cuele, necesidad de volad uras de contorno, restriccio-
nes por vibraciones, etc., que pueden hacer variar
ligeramente los parámetros de diseño. "-
iD 140
;os
<I
'"
i¡i 120-
o:
o
0.,00-
(f>
o
z
w
o: 80-
o:
<I
(]J
i'5 60-
°'
Z
40
32mm
20
10 20 30 40 50 60 70 80 90
AREA 1m')
100
Figura 22.18. Número de barrenos por pega en función del
área.
SECCION DEL VALOR DE LADO DE
CUELE LA PIEDRA LA SECCION
Primera B, = 1,5 D2 B,{2
Segunda B2= B, -{2 1,5 B2G
Tercera B3= 1,5 B2G 1,5 B3-{2
Cuarta B4= 1,5 B3-{2 1,5 B4-{2
CONCENTRACION
ZONADE PIEDRA ESPACIAMIENTO
LONGITUD DE LA DE CARGA
VOLADURA (m) (m)
CARGA DE FONDO RETACADO
(m) FONDO COLUMNA (m)
(kg/m) (kg/m)
Piso B 1,1 B U3 q, q, 0,2B
Hastiales 0,9 B 1,1 B U6 q, 0,4 q, 0,5B
Techo 0,9 B 1,1 B U6 q, 0,36 qf 0,5B
Destroza
Hacia arriba B 1,1 B U3 qf 0,5 qf 0,5B
Horizontal B 1,1 B U3 qf 0,5 qf 0,5B
Hacia abajo B 1,2 B U3 qf 0,5qf 0,5B

11. J
J
~7"-
E- 6.
<!
O
§ 5
w
"-
f:J 4
Z
O
U 3
<!
a::
O
~ 2
w
"-
(1) 32 mm.
(1) 38 mm.
(1) 50mm.
J
J
J 70 80 90
AREA (m2)
10050 6030 40lO 20
.-/ Figura 22.19. Perforación específica en función del área
del túnel y diámetro de perforación.
J La comprobación final de los cálculos se hará una
vez efectuada la voladura. La forma de introducir las
modificaciones necesarias a partir de los análisis de
los resultados en las primeras pruebas debe ser gra-
dual ysistemática, recomendándose incluso que en las
pegas iniciales no se perforen los barrenos en toda su
profundidad y se vaya poco a poco aumentando el
avance por ciclo.
./
./
./
./
--1
--1
./
--1
Foto 22.2. Perforación manual en un frente de.galería.
./
./
Cueles quemados4.2.
/
En estos cueles todos los barrenos se perforan pa-
ralelos y con el mismo diámetro. Algunos se cargan
con una gran cantidad de explosivo mientras que otros
se dejan vacíos. Al ser tan elevadas las concentracio-
nes de carga, la roca fragmentada se sinteriza en la
parte profunda del cuele, no dándose las condiciones
óptimas para la salida de la pega como ocurre con los
cueles cilíndricos. Los avances son reducidos y no van
más allá de los 2,5 m por pega.
./
./
/
o o
o . o . o
o o
o
o
o . o
o
o
.
o
o . o
o
.
o . o
. .
o
o . o
. . .
o . o
o .
. . o
o
o . e. . o
o . . oo .
Figura 22.20. Ejemplos de cueles quemados.
Uno de los cueles quemados que se utiliza en el
avance de galerías de minas de carbón es el denomi-
nado «Cuele Sarrois», que está formado por8 barrenos
con carga y uno vacío. Haciendo la perforación con un
diámetro de 38 mm, la distancia entre los ejes de los
barrenos va desde los 10 cm en rocas duras ,hasta los
20 cm en rocas blandas. Este cuele se emplea hasta
profundidades de 2,5 m, siendo el consumo de explo-
sivos elevado. Las cargas se diseñan según lo indicado
en la Fig. 22.21, evitando los solapes en cada uno de los
barrenos de distinto tiempo de retardo y usando para el
retacado, generalmente, tacos de arcilla.
~
IT6
,p,=,,'
~2 :. o .
1 2 1
l
¡
r . BARRENO CON CARGA
o BARRENO SIN CARGA
D
1 -
O
Figura 22.21. Voladura de galería con cuele Sarrois.
La proyección de escombros alcanza una longitud
de 5 a 6 m a partir del nuevo frente y los avances oscilan
entre el 80 y el 95%.
Por último, otro cuele que se emplea también en
minas de carbón, sobre todo en el Norte de España, es
el llamado «Sueco» cuya disposición de barrenos, se-
gún el tipo de roca, se refleja en la Fig. 22.22.
Para un diámetro de 38 mm, la distancia entre filas
verticales es de 20 cm, la separación vertical entre
barrenos de las dos filas laterales es 30 cm y la distan-
317

12. cia en vertical entre barrenos cargados yvacíos de 10 a
15 cm, según la resistencia de la roca.
La proyección del escombro es mayor que con el
cuele Sarrois, aunque el consumo de explosivo es por
el contrario más bajo. Los avances oscilan entre el 90 y
el 100% de la profundidad y la perforación necesita
que sea precisa.
4.3. Cueles en cráter
Este tipo de cuele se. desarrolló originalmente por
Hinoen elJapón, aprovechando elefecto cráter que las
cargas de explosivo concentradas en el fondo de los
barrenos producen sobre la superficie libre más pró-
xima.
Esta metodología se aplica más en la excavación de
L ~ 2.5m ~ 1
2,5m
chimeneas que en túneles, aunque algunos especia- ',---"
listas como Hagan han propuesto recientemente su
utilización disponiendo las cargas concentradas en
uno o varios barrenos centrales de gran diámetro y ' "
distribuyendo los barrenos de destroza sobre el resto
de la sección con diferentes longitudes de carga.
Como el avance por pega no es grande, incluso llega ' "
a proponer realizar ésta con una profundidad de los
barrenos doble, seccionando y retacando las cargas.
Fig. 22.23. "----
4.4. Cueles en ángulo
"---
Este grupo de cueles, cada día se utilizan menos ya
que implican una gran laboriosidad en la perforación
de los barrenos. Laventaja que presentan es el menor ' '
consumo de explosivo, al ser mejor el aprovecha-
miento de la superficie libre del frente, y la posibilidad
de orientación con respecto a las discontinuidades
visibles en la sección. ' '
A continuación, se comentan los cueles en ángulo
más conocidos.
....-
A. Cuele en "V»
' '
Con estos cueles en cuña o en «V» los avances que
se consiguen oscilan entre el 45 y el 50% del ancho del
túnel. En túneles anchos, estos avances se ven afecta-
dos por la desviación de los barrenos, que general- "---
mente es del orden del 5%. Así por ejemplo, en un
barreno de 5 m de largo, su extremo puede quedar
desviado unos 25 cm, lo cual puede causar problemas '--
de detonación por simpatía con otras cargas próximas.
El ángulo del vértice interior de la cuña no debe ser
inferior a 60°, pues de lo contrario las cargas estarían ~
muy confinadas y se precisaría mayor cantidad de ex-
plosivo para obtener una buena fragmentación.
Los parámetros medios de diseño del cuele, en fun-
ción del diámetro de perforación «D», son los siguien- '--
tes:
Altura total del cuele
Pied ra
He = 46 D
B = 34 D
~
"",-"""-"",, '=1'-"-"="'=""0' '~-I='=I'"
'V .15 .1 "',
/>'.19 VII
VII 21.,>"
,= VIII VIII '~- 11
" .. 7
-
- ./" Omm. ti
~ 9; 7-
¡;. .
-13 IV [V
~ .---...
¡¡ V[ N2 DETONADOR MICRORRE-
TARDO EXTERIOR
"-
.~
13
1
~
.-V[ ~
ii
8",
9J200 mm.
Il!
lIT
l
ií
11~'"
V~ "--
4m.1>
~
¡;
~ 11
~.
Q V 3 5
~. .
~ IV-N2 DETONADOR IV
E MICRORRETARDO INTERIOR
~ -
- [,ii 27 23 25 30 =
¡¡.X . [X .IX X. ~
1="-"'""=" "~"=" ,-" "-"="="-11-"""-' -"="~4m. .
"-
.~
"--
Figura 22.23. Doble cuele cráter usando barrenos centrales de 200 mm. '--
318
',--
2. 0.2
EQUEMA DE .1
PERFORACION 2. o .2
ROCA BLANDA .'
2. o .2
2. .'.2 L
ESQUEMADE o =PERFORACION
2. '.2
{
ROCADURA t
.' t
2. , .2
t
,
r
Figura 22.22. Cuele Sueco.
- ' I , i, PERFIL IIr CRATER I " PERFIL 22 CRATER
' ' II ', " IE ' I .r, ' 111 " I "
H " I " ,¡¡ , ' 1
1 " 1 " ,
IT
" , I" 1 "
,Jií '1
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I /
ii / I /
/ I
//"ii / I
g //
/
[ /
1/
/
.......-.

13. J
- Concentración de la carga de
fondo qr = 990 02
(O en m)
- 0,3 LJ - Longitud de la carga de fondo Ir
- Concentración de la carga de
columna
J - Longitudde retacado
- Número de cuñas en sentido
vertical
qe = 0,5 qr
T = 12 O
3
J Los barrenos del contracuele, que también se per-
foran inclinados con respecto al eje del túnel Fig.
22.24, se disponen de acuerdo con los siguientes
J ecuaciones:
-Piedra
J - Concentración de la carga
de fondo
- Longitud de la carga de
fondo
J - Concentración de la carga
de columna
- Longitud de retacado
B = 24 O
qr = 990 02
Ir - 0,3 L
qe = 0,4 qr
T = 12 O.
J
J
El valor de la piedra debe cumplir la condición si-
guiente «B S; 0,5 L - 0,2 m", que supone que en
voladuras de pequeña profundidad debe reducirse la
piedra.
J
../ ..
b.
.8i ¡¡
~
".~-.-/
.8 .. .. .6 .. .6 8.
-.-/ .0 .3 .2
.0 .3 .2
-.-/ !.6 .5 .4 .3 .2 ' 1 2. 3. o' 5. 6. i
11
~." .'0 .'0 .i° .'0 .'0 .'0 10 ".j
T> " ,~, " - -, - ~"~,, " "-,, " "-,, '" " "~,, " ,,~ "" -11-
J
J
if
: :,
1l.
J
~I
ií
J Figura 22.24. Voladura con cuele en cuña.
---'
Los barrenos del cuele, e incluso los más próximos
del contracuele, deben dispararse con detonadores de
microrretardo y el resto con aetonadores de retardo.
Los esquemas de perforación para las zonas de des-
troza, zapateras y contorno se calculan de la forma
indicada para los cueles de barrenos paralelos.
B. Cuele en abanico
Este tipo de cuele se empleó bastante hace años,
pero también ha caído en desuso por su complejidad
en la perforación.
Los esquemas y cargas de los barrenos del cuele se
calculan con las mismas expresiones dadas para el
cuele en «V",
11
~
,
" ',
" , ,
"""" ",
~
"""",", j
""'~~~1
"i~.~
IT
í
Figura 22.25. Cuele en abanico horizontal.
Los barrenos del contracuele se dimensionan con
las siguientes expresiones.:
- Pied ra B = 23 O
(debe cumplir B < L - 0,4)
- Altura del cuele
- Concentración de la carga
de fondo (O en m)
- Longitud de la carga de
fondo
- Concentración de la carga
de columna
He = 42 O
qr = 990 02
Ir = 0,3 L
qe = 0,4 q¡
Las secuencias de encendido del cuele y contra-
cuele se recomienda que se realicen con detonadores
de microrretardo.
Los abanicos pueden ser horizontales, como el an-
terior', o pinchados hacia arriba o hacia abajo.
ri
I
i
,~,,",.
~
.
:, ~o
1
~
.¡; ,5 ,5.6
! 3~0 3 3~0
3,8m. 1 ~ ~ H ,
U
,- .¡; ~2 ~2 ~2 .5
,f,¡J 'M ,~ ,~ e. ,
;.7 ~O Mo ~o .7,
~.9 .6!! :¡ ii .¡; 9.~, "" l' ~" ".' -" .10 .9 U.e u e.U .9 10.~
1,,""."-'1- -"o _11.,., IICll-' _11."."-110' -oH, ,,- n . ="'1"5,2m
Figura 22.26. Voladura con cuele en abanico al piso.
319

14. C. Cueles instantáneos
Una de las variaciones del cuele en «V"consiste en
perforar un haz de barrenos más cerrado e iniciar
todas las cargas simultáneamente. Se pueden lograr
avances del orden del 80% del ancho del túnel.
Un inconveniente de estos cueles estriba en la gran
proyección del escombro que hace que éste quede
disperso a una distancia considerable del frente del
túnel.
Entre las variantes que existen cabe destacar el
cuele piramidal con una o dos secciones.
o
l
-I
II
I ~ 4
~ ~
- 2,2m J' o,,~'c
Figura 22.27. Voladura con cuele instantáneo piramidal.
4.5. Galerías con capas de carbón
Las voladuras en avance de galerías con capas de
carbónenelfrente puedenser muyvariadas, según las
secciones de excavación, potencias de las capas, in-
clinación, disposición en el frente etc., por lo que úni-
camente se indicarán algunas consideraciones gene-
rales.
Los esquemas de perforación deben ser paralelos a
la dirección de la estratificación, rompiendo todos los
barrenos cargados hacia el hueco libre creado en la
capa de carbón. Esos cueles o cavidades, también de-
nominadas regaduras, pueden realizarse manual-
mente si el carbón es blando, o como es más habitual
disparando unos barrenos sobre el propio carbón con
un número de retardo bajo. Fig. 22.28. Este último
procedimiento tiene el inconveniente/de mezclar el
carbón con el estéril impidiendo su aprovechamiento,
pero es el que permite unos mayores rendimientos de
avance.
En capas con desprendimientos súbitos de grisú, se
recomienda dar algún barreno sin carga para la desga-
sificación del carbón.
La legislación española a través de la ITC 10.4-10
establece la clasificación de las labores para las minas
de segunda o tercera categoría, y en aquellos trabajos
en los que sea posible la existencia de gases, polvos u
otras sustancias explosivas o inflamables según se indi-
ca a continuación en la Tabla 22.4.
En la c.itada tabla se especifica el tipo de explosivo, la
cantidad máxima por barreno a utilizar, el tipo de deto-
nador y la duración máxima de la voladura.
320
"
E
'"
'"
'-
"
,
14 13
.~4,0 m
¡----
I
I
I
I
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I E E
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", I1 11 11 11 lit
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Figura 22.28. Voladuras en galerías con capas de carbón.
4.6. Galerías en minas de sales
En los yacimientos sedimentarios de minerales
blandos como las sales, las potasas, etc., las galerías de
preparación de los tajos pueden excavarse además de
con minadores continuos por perforación y voladura.
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15. '-
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CONDICIONES
1.a
- Que el frente no corte carbón.
- Que los barrenos no corten carbón.
- En labores horizontales o descendentes la
concentración en grisú en el frente y en los
últimos 100 m será inferior a 0,5 %.
- Si la ventilación se realiza con aire de otras la-
labores, que contenga grisú, la concentración
máxima puede llegar hasta el1 %.
- En el caso de labores ascendentes la concen-
tración máxima, en cualquier caso, nunca po-
drá superar el 0,5 %.
- Que en los últimos 30 m no exista acumulación
de carbón o polvo, ni talleres de arranque, o
galerías de transporte de carbón.
- Que en los últimos 30 m la sugerficie de las ca-
pas de carbón descubierta sea'inferior al1 O %
de la superficie total de la labor en ese tramo,
y que la última capa cortada, esté como míni-
mo a 3 m.
EXPLOSIVO
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Seguridad, 20 SR
Seguridad, 18 SR
Seguridad, 30 SR
Segu.idad, 20 SR
Seguridad, 18 SR
Seguridad, 30 SR
Seguridad, 20 SR
Seguridad, 18 SR
Seguridad, 30 SR
TABLA 22.4
CANTIDAD
MAXIMAEN
GRAMOS/BARRENO
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2.000
1.000
500
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2.500
2.000
2.500
1.500
2.000
DETONADOR
RETARDO
O
MICRORRET ARDO
RETARDO
O
MICRORRET ARDO
MICRORRETARDOS
Máximo:
7 n." de.20 ms
ó 5 n." de 30 ms
MICRORRETARDOS
Máximo:
7 n." de 20 ms
5 n." de 30 ms
RETARDOS
MICRORRETARDOS
MICRORRETARDOS
MICRORRETARDOS
MICRORRETARDOS
Máximo:
7 n." de 20 ms 5 n.O'de 20 ms
Resistencia aproximada de la pega: 2 ohmios por cada detonador, más 10 ohmios por la línea. ITC Publicada en B.O.E. del 11-11-1986.
2.a
- Que el frente no corte carbón.
- Que el número de barrenosque corte carbón
sea inferior al quinto del total.
- Labores mixta de carbón y roca en las que la
superficie total del carbón al descubierto no
exceda del1 O % de la superficie total, o aqué-
llas en que el número de barrenos que hayan
cortado carbón sea inferior al quinto del total.
- Labores de carbón y roca, en las que la super-
ficie total del carbón al descubierto exceda del
10 % de la superficie total.
Que el número de barrenos que hayan cortado
carbón exceda del quinto del total.
3.a
4.a
- Labores sobre capa, recorridas por la corriente
general de ventilación.
5.a
- Labores sobre capa, no recorridos por la corrien-
te general de ventilación.
6.a
- Arranque de macizos de carbón en encerrado.
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DURACION
MAXIMA DE
LA VOLADURA
5s
125 ms
125 ms
5s
500 ms
500 ms
500 ms
125 ms
125 ms
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OBSERVACIONES
No pueden cargarse
barrenos que hayan
cortado carbón
Con velocidad de
aire V?:.0,5 mis
Con velocidad de
aire V?:.0,5 mis

16. La perforación se realiza generalmente con jumbos
capaces de abrir barrenos de cuele de hasta 420 mm de
diámetro y 7 m de profundidad. Fig. 22.29. El resto de
los barrenos de 37 y 42 mm de diámetro, generalmente,
se perforan paralelos al eje del túnel y con la misma
profundidad que los de cuele. La carga de explosivo
debe mecanizarse, pues de lo contrario resulta muy
laboriosa debido a la gran longitud de los barrenos.
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Figura 22.29. Esquema de perforación con cuele cilíndrico
constituido por dos barrenos de gran diámetro.
Si el método de explotación es el de cámaras y pila-
res, la apertura de las cámaras puede realizarse con
una galería central y destrozas laterales para ensan-
chamiento. Toda la perforación se efectúa horizontal
como se indica en la Fig. 22.30.
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Figura 22.30. Secuencia de avance para explotación por
cámaras y pilares.
322
5. OPTIMIZACION DEL DIAMETRO DE LOS '-
BARRENOS
El empleo de cartuchos de gran diámetro en el avan- ~
ce de túneles y galerías presenta las siguientes venta-
jas:
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- Reducción del número de barrenos.
- Aumento del espaciamiento entre barrenos como
resultado de una mayor dimensión de la piedra.
- Ahorro de tiempo durante la perforación, carga y '--
retacado de los barrenos.
- Disminución de los costes de excavación.
Con la tecnología actual existe una cierta dependen- '--
cia entre el diámetro de los barrenos y la sección de la
excavación. En la Fig. 22.31 se puede ver como, en tér-
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Figura 22.31. Diámetros de los cartuchos aconsejados en
función de la sección de la excavación.
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Figura 22.32. Reducción estimada del número de barrenos
al usar diámetros de cartuchos mayores. '-
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17. ./
minos de diámetro de los cartuchos, por debajo de 10
m2 de sección se utilizan cargas de 30 mm, entre 10 Y
./ 20 m2 cartuchos de 30 o 35 mm, en excavaciones de
más de 20 m2 los de 40 mm y por encima de 40 m2,
generalmente en pozos, cartuchos de 50 mm.
Como puede deducirse fácilmente, un incremento en
el diámetro de las cargas de explosivo lleva aparejado
una reducción del número de barrenos necesarios, utili-
zándose en ocasiones la siguiente regla práctica: cada
./ milímetro de aumento de los cartuchos de explosivo
equivale a una reducción del 3% del número de barre-
no. En la Fig. 22.32 se ilustra gráficamente este hecho.
Por otro lado, las cargas de mayor calibre trabajan
con dimensiones de la piedra más grandes. En la Fig.
22.33 se muestra esta dependencia para diámetros de
./ cartuchos de explosivos gelatinosos entre 20 y 60 mm y
rocas de distintos tipos, con resistencias a la compre-
sión entre 50 y 200 MPa. La relación que existe entre
ambas variables es lineal.
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Figura 22.33. Valores de la piedra aconsejados para diferen-
tes rocas y diámetros de los cartuchos de explosivo.
/
En barrenos de gran diámetro es suficiente normal-
mente cargarlos con explosivo en un tercio de su longi-
tud. El explosivo actúa como una carga concentrada
capaz de fragmentar y proyectar la roca situada entre
barrenos.
Una de las ventajas principales derivada del empleo
de cartuchos de mayor calibre es la importante reduc-
ción en los tiempo de perforación, carga de los barrenos
y retacado, como consecuencia del menor número de
taladros. En la excavación de túneles y galerías el aho-
rro de tiempo depende muy estrechamente del avance
por peg~, pudiendo llegar a ser del 50% cuando estos
avances llegan a los 3,5 m, y se usan cartuchos de gran
diámetro, Fig. 22.34.
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/ Figura 22.35. Sistema de proyección de esquemas de perfo;
ración en labores subterráneas.
/
2,5 3,0 3,5
AVANCE POR PEGA (m)
Figura 22.34. Reducción de los tiempos de perforación y vola-
dura en función del avance de las pegas con cartuchos de
gran calibre.
Finalmente, todas las ventajas técnicas anteriores se
traducen en unos menores costes cuando se usan
barrenos de mayor diámetro, como consecuencia de:
- Menor longitud de barreno perforada.
- Menor número de detonadores necesario.
- Menores cargas.
- Menor coste de la mano de obra destinada a perfo-
ración y voladura.
6. EQUIPOS PARA EL REPLANTEO DE ESQUE-
MAS DE PERFORACION
Entre los equipos auxiliares de apoyo al replanteo de
los emboquilles de los barrenos en labores subterráne-
as, están disponibles los proyectores de esquemas de
perforación. Estas unidades van alimentadas por bate-
ría, pudiéndose colocar sobre un trípode, sobre el pro-
pio terreno o sobre un vehículo. Una vez marcada la
dirección del túnel o galería, se procederá a señalar dos
puntos de referencia en el frente y a continuación a pro-
yectar el esquema de barrenos de la pega. La imagen
obtenida se enfoca y, a continuación, sobre ella se pro-
cede a señalar con pintura los puntos de emboquille de
los barrenos.
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30
20
10
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