voladura

1. UNIVERSIDAD NACIONAL
DE SAN ANTONIO
ABAD DEL CUSCO
FACULTAD DE INGENIERIA GEOLOGICA, MINAS Y
METALURGICA
ESCUELA DE INGENIERIA DE MINAS
PERFORACIÓN Y VOLADURA
TEMA:TEORIA MODERNA DE LANGERFORS
DOCENTE:ING FLORENTINO YANA
ALUMNOS :WILBERTH CHIPA RAMOS COD: 950799
:JUAN CARLOS MAMANI ARQQUE COD: 114046
:DANI MANUEL SOTOMAYOR PUMA COD: 070451
CUSCO-PERU
2019

2. APLICACION DE LA TECNICA SUECA O DE LANGERFORS EN EL CALCULO Y
DISEÑO DE UN DISPARO
 A partir de los años 50 se han propuesto diversas formulas para el diseño
de tronaduras.Lamás consistente es la del professor Langerfors de suecia y
posteriormente por Langerfors y Kihlstrom(1963).cuya confiabilidad esta
respaldada por una serie de investigaciones y experiencias en escala real y
ensayos de laboratorio o banco de pruevas.
 Esta tecnica se desarrollo tras varios experimentos en campo y en
laboratorio en roca granito
 Las formulas son netamente practicas por que estan basados en
experimentos practicos por lo cual no siempre se cumple al 100% la
ecuación dimencional de las formulas debido a la gran variedad de rocas
existentes.

4. Donde:
d: Diametro de taladro (mm)
Hb:Altura de banco.
H:Profundidad del taladro.
V: Piedra o burden verdadero medida en
forma perpendicila al taladro
V1:Piedra practica o aparente (es la distancia
que se usa para los calculos)
E:Espaciamiento del taladro o distancia
entre taladros de la misma fila
U:Sobreperforacion(m)
Hb:Altura de carga de fondo(m)
Hp:Altura de carga de columna (m)
T:Altura de parte no cargada o taco (m)
Vmax: Maxima distancia de menor
Resistencia en el fondo de taladro

5. FACTORES GEOMETRICOS.
Son factores controlables dentro de una voladura y estan directamente relacionados con el método de explotación
entonces se pueden definir en la medida que deseamos estos son:
•Diametro del barreno o de la carga.
•Altura de banco.
•Longitud de barreno.
•Inclinación del taladro.
•Numero de taladros.
•Distribución de los taladros.

6. FACTORES CONCERNIENTES A LA ROCA
Adiferencia de los factores anteriores el maciso rocoso es totalmente heterogeneo ,entences existen
tambien parametros que no se pueden controlar;pero es inpresindible tomar en cuenta para la obtención de
un rendimiento óptimo de voladura.Entre estos factores tenemos los siguente:
.- Densidad de roca.
•Resistencia o dureza de la roca.
•Velocidad sismica del macizo rocoso.
Clasificacion de Bieniawski (1989)

7. FACTORES CONCERNIENTES AL EXPLOSIVO.
Ademas de los anteriores factores a conciderar existen tambien los siguiente:
•Densidad del explosive.
•Velocidad de detonacion.
•Potencia del explosivo.
•Carga del explosivo.
•Secuencia de la voladura.

9.  CALCULO DE TRAZOS DE PERFORACION
 Piedra máxima(Vmax)
 Es la máxima distancia de menor resistencia, en resumen Vmax es proporcional
al diámetro del taladro.
 Las formulas consideradas son válidas bajo ciertas condiciones normales:
 Grado de compactación en la carga de fondo (p) o grado de retacado en la carga
de fondo o peso del volumen de explosivo en la carga de fondo. P= 1.27kg/𝑑𝑚3
.
 Potencia relativa del explosivo en la carga de fondo o carga especifica (S)
S=1𝑘𝑔/𝑚3
 Factor de roca (c) que es la medida de la resistencia de la roca a la voladura
(para aflojar la roca). c=0.4𝑘𝑔/𝑚3
 Para una inclinación de taladro 3:1
 El grado de fijación de taladro f=1
 Relación de (E/V1)=1.25
 K ≥2 Vmax (piedra máxima)
 Bajo estas condiciones el valor de la Vmax es:
 𝑉𝑚𝑎𝑥 =
45∗𝑑
1000
 𝑉𝑚𝑎𝑥 = 𝑚; 𝑑 = 𝑚𝑚

10.  SOBRE PERFORACION
 𝑈 = 0.3 ∗ 𝑉𝑚𝑎𝑥
 PROFUNDIDAD DE TALADRO
 Para una inclinación de 3:1
 𝐻 = 1.05 ∗ 𝐾 + 𝑈
 1.05= la primera corrección para una inclinación de 3:1, si hay otra inclinación es necesario cambiar
con otro factor.
 PIEDRA O BURDEN PRACTICO (V1)
 Se calcula tomando en cuenta la desviación de perforación es decir, el error de collar (error de
emboquillado).
 Error de collar = 3*d donde d = diámetro del taladro en mm.
 El error de alineamiento = 0.03 m/metro perforado, entonces:
 𝑉𝑖 = 𝑉𝑚𝑎𝑥 − 3 ∗ 𝑑 − 0.03 ∗ 𝐻
 D: en milímetros (mm).
 Pero cuando Vi esta expresado en metros y “d” en pulgadas, entonces se puede decir que Vi=d.
 Ejm. V1=2m
 d=2 pulgadas
 ESPACIAMIENTO (E)
 𝐸 = 1.25 ∗ 𝑉𝑖 𝑚
 Sin cambiar la perforación especifica o carga especifica se obtendrá los resultados siguientes:
 E/Vi>1.25→ la fragmentación será más fina.
 E/Vi<1.25→ la fragmentación será más gruesa.

11.  PERFORACION ESPECIFICA O FACTOR DE PERFORACION (g)
 Expresado en m/𝑚3
, es la expresión usada para el número de metros que
deben ser perforados por metro cubico de roca a volar.
 𝑔 =
𝑛∗𝐻
𝑉𝑖∗𝐵∗𝐾
 Donde:
 n : número de taladros.
 B : longitud de tanda (largo de banco)
 Vi: burden practico o piedra práctica o aparente.
 K : altura de banco.

12.  CALCULO DE CARGAS EN CONDICIONES NORMALES
 CONCENTRACION DE CARGA DE FONDO (Lb)
 𝐿𝑏 =
𝑑2
1000
(kg/m)
 Donde :
 kg/m = kg de explosivo por metro
 d = diámetro
 ALTURA DE CARGA DE FONDO.
 hb= 1.3*Vmax
 CARGA TOTAL DE FONDO
 Qb= lb*hb (kg)
 TACO
 Normalmente al altura del taco es T=Vi
 Si T <Vi → habrá mayor riesgo de lanzamiento y sobre fracturamiento.
 Si T > Vi →habrá riesgo de obtener bloques.
 CONCENTRACION DE LA CARGA DE COLUMNA (lp)
 Lp=(40 a 50%)*lb (kg/m)
 ALTURA DE CARGA DE COLUMNA.
 hp= H-(hb+T)(m)

13.  CARGA TOTAL DE COLUMNA
 Qp=lp*hp (m)
 CARGA TOTAL POR TALADRO
 Q=Qb+Qp(kg)
 CARGA ESPECIFICA (factor de carga o potencia).
𝑞
𝑛 ∗ 𝑄
𝑉𝑖 ∗ 𝐾 ∗ 𝐵
 Donde:
 n: número de taladros.
 Vi: piedra práctica.
 K: altura de banco.
 B: longitud de tanda.

14.  Ejemplo:
 Para planificar la voladura en una mina a tajo abierto se determinó los
siguientes parámetros de voladura, altura de banco igual a 12m,
diámetro de perforación igual a 64mm, inclinación del taladro 3:1,
explosivo a usarse DINAMEX, y además parámetros a condiciones
normales, si el largo de la fila a volar es de 20m, se desea calcular:
 A: todos los parámetros de perforación y espaciado.
 B: todos los parámetros de carga.

15.  SOLUCION
 Hallamos los parámetros de perforación y espaciado.
Hallamos distancia (Vmax).
 Vmax = (45*d)/1000=(45*64)/1000=2.88m
 Sobreperforacion (U)
 U=0.3*Vmax=0.3*2.88=0.864m
 Profundidad de taladro(H)
 H= 1.5*(K+U)=1.05*(12+0.864)=13.51
 Piedra practica (Vi)
 Vi= Vmax-3*d-0.03H=2.88-(3*0.064)-(0.03*13.51)=2.28
 Espaciamiento (E)
 E=1.25*Vi=1.25*2.28=2.85m
 Numero de espacios (NE)
 NE =B/E= 20/2.85=7.02=7 espacios
 Factor de perforación o perforación especifica (g)
 g = (n*H)/(Vi+K*B) = (8*13.51)/(2.28*12*20)= 0.198m perf/𝑚3
𝑟𝑜𝑐𝑎

16.  Hallamos los parámetros de carga
 Concentración de carga de fondo (Lb)
 Lb = d2/1000 = (64)2/1000= 4.1 kg de explosivo/m.tal.
 Altura de carga de fondo (hb)
 hb= 1.3 Vmax =1.3*2.88=3.74m
 Carga total de fondo (Qb)
 Qb=lb*hb=4.1*3.74=15.33 kg de explosivo
 Taco (T)
 T=Vi=2.28m
 Concentración de carga de columna (lp)
 lp= (40 a 50%)*lb = 0.45*4.1= 1.85kg/m
 Altura de carga de columna (hp)
 hp = H- (hb+T) = 13.51-(3.74+2.28)= 7.49
 Carga total de columna (Qp)
 Qp = lp*hp = 1.85*7.49 = 13.86 kg
 Carga total de taladros (Q)
 Q = Qb + Qp = 15.33 + 13.86 = 20.19 kg
 Carga especifica (q)
 q = n*Q/Vi *K*B= 8*29.19/2.28*12*20=0.427 kg de explosivo/𝑚3
de roca

17. Método Sueco de diseño
voladuras subterranea
El método Sueco, propuesto por Langefors y Kilström
(1963), es el método más aceptado y usado. La
constante c, considerada por el método, representa
la concentración de carga de explosivo para romper 1 m3 de
roca. Sus fórmulas relacionan el consumo específico y otros
parámetros de voladura . Y los parametros son

18.  los principales parámetro del diseño de un túnel son la piedra (burden -
B), espaciado (spacing – S) y la carga de explosivo que se cambiaran en
función del tipo de roca
 longitud de perforación
 Diámetro
 inclinación
 número de barrenos vacíos
 la potencia del explosivo

19. 1 Determinación de la constante de roca
Como ha sido referido, el valor c, es un número empírico que representa la
cantidad de explosivo para romper 1 m3 de roca. Después de pruebas en Suecia,
se verifico que su valor era de 0,4 kg/m3. Persson e (1994) refirió que en la
práctica todas las rocas, desde arenitas hasta granitos toman el valor de c
referido. Para su cálculo hay que hacer voladuras de prueba y tener varias
variables en cuenta:
· Perforación vertical
· Diámetro: 32 mm
· Altura de banco: 0,5 m a 1 m
· Piedra (B): igual a la altura de banco
· Profundidad de los barrenos: 1,3 B

20. Como se entiende las voladuras subterráneas son más
complejas que las superficiales, no solo por todos los
factores inherentes a ellas (seguridad, gravedad,
equipamiento) pero también por la ausencia de una cara
libre para que el explosivo pueda fragmentar la roca que
será finalmente desplazada por los gases de voladura

21. Métodos de arranque
 Corte en cuña
Este tipo de Corte,
observado en la figura ,
permite avances de 45% a
50% de la anchura del túnel
pero muchas veces este es
afectado por la desviación
de los barrenos (≈5%). En
relación a la cuña, esta
debe tener un ángulo mayor
de 60º para evitar el
confinamiento de cargas.

22.  Corte quemado
 Tipo michigan
 Tipo cut hole
 Corte en diamante
 Corte e piramide

23. DETERMIACION DEL NUMERO DE TALADROS
El numero de taladros requeridos para una voladura
subterranea en fronteras depende de
 tipo de roca a volar
 grado de confinamiento del frente
 grado de fragmentacion que se desea optener
El numero de taladros esta dado por la siguiente
expresion
nt=
𝑝
𝑑
+ 𝑘𝑠 s.seccion
d.distancia entre taladros
p.perimetro de la seccion del tunel

24.  DIÁMETRO DEL TALADRO
El diámetro de taladro es el diámetro de la broca, que puede
seleccionarse desde 01pulg a 18pulg, según su aplicación.
LONGITUD DEL TALADRO
La longitud del taladro en perforación subterránea varia según la
longitud del barreno “Lb” y la eficiencia de perforación ”Ep”.
Ltal = Lb * Ep
La perforación en frentes, galerías subniveles, cruceros, rampas y
chimeneas, su máxima longitud del taladro es:
Ltal ≤ As
Donde: As = Área de la sección del frente

26. DISTANCIA ENTRE TALADROS
Se determina como consecuencia del numero de taladros y
el área del frente de voladura.
Para los taladros de arranque es de0.5 a 0.30
Para los taladros entre ayudas es 0.60 a 0.90
Para los taladros entre los cuadradores es de 0.50 a 0.70
Para los taladros periféricos ,alzas , cuadradores se debe
perforar a unos 0.20 a 0.30.

27. Universidad nacional de san Antonio abad del cusco
ESCUELA PROFECIONAL DE INGENIERIA DE MINAS, GEOLOGICA Y
METALURGICA
FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS
DOCENTE: FLORENTINO YANA J.
INTREGRANTES:
 Huanacchiri Quiroga José Antonio
 Aiza huanca German Diego
 ALVAREZ TINCO LUDBAEL
Tema 17 : Calvin J Konya - Diseño de Voladura

28. El propósito de J.C. KONYA es
el de dar a conocer los
fundamentos básicos del diseño
de voladuras, desde el punto de
vista experimental
materializado en ecuaciones
matemáticas.
La ejecución de voladuras ha
evolucionado de un arte a una
ciencia, ya que, muchas de las
variables de las voladuras se
pueden calcular utilizando

29. La industria de las voladuras
está cambiando rápidamente
con nuevas teorías, productos y
técnicas y las fórmulas de
diseño de Konya son muy
entendibles, pues es capaz de
proveer un mejor
entendimiento de la tecnología
actual y proponer un método
para corregir los problemas más
comunes en las voladuras.

30. DISEÑO DE BANCOS SEGÚN J.C
KONYA
para entender mejor la
exposición se ilustrara los
términos usados en voladura de
bancos.
L: altura de banco
H: profundidad de taladro
B: burden
S: espaciamiento.
J: sobre perforación.

32. Parámetros que se deben de
considerar en el diseño de
voladura :
- Densidad del explosivo.
- Velocidad de propagación.
- Absorción de energía.
- Resistencia a la compresión.
- Diseño de las mallas de
perforación.
- Estructura del banco.
- Profundidad de taladro

33. Para el diseño de una voladura
se debe priorizar el diseño de
mallas de perforación entre
ellas tenemos:

34. Regla mas influyentes en un
buen diseño de voladura.
- Densidad de ANFO = 0.8
gr/cm3.
- Gravedad especifica de la roca
= 2.5.
- Factor de carga = 0.6 kg/m3.
Altura de banco normal
- Altura de banco = 4 veces

35. Para el atacado
- Utilizar de preferencia roca
chancada
- Taco = 0.7 a 1.4 x burden
- Tamaño de roca = 1/8
diámetro del taladro
Sobreperforacion =1/3 burden

36. MODELO MATEMATICO DE CALVIN KOMYA
SEGÚN EL MODELO MATEMATICO DE CALVIN DE C.J. KOMYA BASADO
EN LAS TEORIAS DE DR. R. ASH DETERMINA EL BURDEN EN BASE A LA
RELACION ENTRE EL DIAMTRO DE LA CARGA EXPLOSIVA Y LA
DENSIDAD, TANTO DEL EXPLOSIVO COMO DE LA ROCA , DE LA
SIGUIENTE MANERA:
B=3.15xDex
𝒈𝑮
𝒅𝒓
𝟏
𝟑
Donde:
B = burden (pie)
De =diámetro de carga(pulg)
Gg = Densidad del explosivo(gr/Cm^3)
Dr = densidad de la roca(gr/Cm^3)

37. PARAMETROS
 El método de explotación con voladuras en abanico
(subniveles con perforación ascendente) con taladros
largos, como lo mencioné anteriormente puede
compararse muy bien, desde el punto de vista de la
técnica de voladuras, a las voladuras en banco sobre la
superficie. En tal sentido fundamental el diseño de
voladura debe encuadrar los conceptos del diseño ideal
de voladura. los cuales son luego modificados cuando es
necesario contar con las condiciones geológicas del
medio.

38. SOBREPERFORAC
ION
 La sobreperforación es un término común que se usa para indicar la
profundidad al cual un barreno será taladrado debajo de la rasante
propuesto para asegurar que la ruptura ocurra en la línea rasante. Los
barrenos normalmente no rompen la totalidad de la profundidad. En
la mayoría de los proyectos de construcción, se usa la
sobreperforación a menos que, por coincidencia, existe también una
veta suave o un plano de estratificación localizado en el rasante. Si
esto ocurre, no se utiliza ninguna sobreperforación.

39. AJUSTE PARA EL TIPO DE ROCA Y
EXPLOSIVO
 Cuando uno se mueve hacia una nueva área de trabajo donde no ha tenido
experiencia previa, sólo tendrá las características generales de la roca y el
explosivo para trabajar. En estos casos y sobre todo si existen asentamientos
humanos cercanos, es esencial que la primera voladura no sea de mala
calidad. Para estimar el burden bajo estas situaciones. la siguiente formula
empírica resulta de ayuda:
 B=De((2SGe/SGr)+1.5)
 Donde:
 B= burden
 Sge=gravedad especifica o densidad del explosivo.
 SGr=gravedad especifica o densidad de la roca
 De=diámetro del barreno
 En la mayoría de los casos, los burden utilizados en un trabajo, serán razonables si
están dentro de +10% del valor obtenido con la ecuación.

40. RENDIMIENTO DE LA ZONA DE
TACO
B=burden
T =taco
J= sobreperforacion
L= perforación Efectiva
H= perforación total
PC= longitud de carga

41. DISTANCIA DEL
TACO
 La distancia del taco se refiere a la porción superior del barreno que
normalmente se rellena con material inerte para confinar los gases de
la explosión. Para que una carga de encontrarse confinada dentro del
barreno. El confinamiento adecuado también es necesario para
controlar la sobrepresión de aire y la roca en vuelo. La relación
común para la determinación del taco es:
T = 0.7 x B
Donde:
T = taco
B = burden

42. EFECTOS DEL TIEMPO DE INICIACIÓN EN LOS
TALADROS
 Tamaños de la fragmentación
 Apilamiento o reparto del material
 Golpe de aire y roca en vuelo
 Vibración máxima

43. Vibración máxima
El tiempo de iniciación afecta en dos formas
• Retardos entre hileras muy cortosgeneran mayor
vibración, por la resistencia ofrecida de la hilera
anterior ,menor fragmentación y mayor % de energía
total se convierte en energía sísmica
• Retardos entre taladros también puede afectar la
vibración si se tiene incremento en el alivio de cada
taladro la fragmentación aumenta y los efectos sísmicos
disminuyen

44. 3.7 DISEÑO DE PLANTILLAS
3.7.1 criterios para el diseño de
plantillas de perforación según
Konya
 PRINCIPIO DE LAS PLANTILLAS DE VOLADURA DE PRODUCCIÓN
Una plantilla en distribuir taladros diseñados adecuadamente e individualmente dentro de
una relación geométrica entre y la cara libre
El espaciamiento entre taladros de una hilera depende de dos variables
 Tiempo de iniciación de barrenos adyacentes
 Si los taladros se inician simultáneamente los espaciamientos deben ser mayores
que si se usan retardos
 Si son muy cercanos producirán efectos no deseados
 Relación de rigidez L/B

45.  El espaciamiento debe ser normalizado para superar problemas
con la rigidez de banco y se consideran dos factores
 Determinar si los taladros se disparan con o sin retardo
 Si los bancos se consideran altos o bajos comparando con el borde

𝑳
𝑩
resulta entre 1-4 se consideran bancos bajos

𝑳
𝑩
es mayor a 4 se considera bancos altos y se deja de considerar la rigidez
y dentro de ello se tiene 4 condiciones
1. INICIACION INSTANTANEA Y BANCOS BAJOS: para revisar el plan de voladura
y determinar el espaciamiento y se encuentre dentro de los limites normales.
limites normales S=±15% del espaciamiento real
DONDE :
S=Espaciamiento
L=Altura De Banco
B=Borde
S=L+
2𝐵
3

46. 2. INICIACIÓN INSTANTÁNEA EN BANCOS ALTOS: para revisar el plan de
voladura y determinar el espaciamiento se encuentre dentro de los limites normales
limites normales S=±15% del espaciamiento real
3. INICIACION RETARDADA EN BANCOS BAJOS: para verificar el espaciamiento
en nuestro plan de voladura
limites normales S=±15% del espaciamiento real
S=2B DONDE :
S=Espaciamiento
B=Borde
S=
𝐿+7𝐵
8
DONDE :
S=Espaciamiento
L=Altura De Banco
B=Borde

47. 3.7.2 Fragmentacion maxima
4. INICIACION RETRADADA EN BANCOS ALTOS: Para verificar el
espaciamiento de nuestro plan de voladura
limites normales S=±15% del espaciamiento real
Para obtener una fragmentación máxima y minimizar los efectos secundarios las
variables de diseño como borde, espaciamiento, taco, sobreperforacion, tiempo de
retardo deben ser seleccionados de tal manera que todos actúen en conjunto y
adecuadamente
S=1.4B

48. 3.7.3. corrección por condiciones
geológicas
La geología del material a quebrar es el factor mas
importante para la determinación del diseño de la
voladura
Para ello es necesario numerosas pruebas de campo que
dan resultados considerando el material homogéneo pero
el análisis final en la determinación se basa en el juicio a
partir de los años de experiencia
La estratificación es también muy importante ya q tiene
repercusión en las parámetros a considerar por tanto es
necesario considerar el ángulo de estratificación.

49. EN CONCLUSION
si el diseño de voladura se realiza con todos los parámetros establecidos,
este permitirá:
1.- Que la roca salga afuera y no disparados en todas direcciones.
2.- Proveerá una nueva cara libre.
3.- Determinara la dirección del movimiento del material
4.- Reducción de vibraciones en el terreno.
5.-Controla la salida según el tipo de malla aplicada.
6.-Controla la fragmentación.

50. Gracias!
por su atencion

51. UNIVERSIDAD SAN ANTONIO
ABAB DEL CUSCO
FACULTAD DE ING. GEOLÓGICA, MINAS Y METALÚRGICA
ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERÍA DE MINAS
 CURSO : Perforación y voladura de rocas
 TEMA : teorías de KUMAO HINO (1959)
 DOCENTE : Ing Florentino Yana J.
 ALUMNO : Canales Zúñiga J. Mitchel 002834
: Mario Idme Argote 020965

52. TEORÍA DE
KUMAO HINO:

53.  Basado en la teoría de la onda de choque,
Kumao Hino dedujo una serie de relaciones,
para explicar en forma teórica y práctica el
fenómeno de voladura.

 En general, las voladuras de túneles pueden
adecuarse para su estudio en base a las
teorías de:

 Voladura con cargas concentradas.
 Voladura con cargas cilíndricas.

54.  Esta clasificación esta basada de acuerdo a la razón
entre el burden o linea de menor resistencia y la
longitud de la carga dentro del tiro Si el burden es
mayor que la longitud de carga, la voladura será
concentrada. El caso inverso da origen a la voladura con
carga cilíndrica.

55. TEORÍA CON CARGAS CONCENTRADAS
 Esta teoria muy usada en voladura de túneles, en rocas
sólidas, ha sido ampliamente desarrollada por R. H.
Cole y por los valiosos experimentos de c. W. Livingston;
los cuales establecieron una teoria dinámica de
voladura, basada ampliamente sobre la acción de la
onda de choque producida dentro de la roca por la
detonación carga explosiva.


56. VOLADURA CON CARGA CONCENTRADA
CON UNA CARA LIBRE
 Al detonar un explosivo, inmediatamente una "zona de trituración" al
rededor del tiro pudiendo ser tan amplia si la intensidad de la onda de
choque es mayor que el esfuerzo a la compresión de la roca.
 Sólo una parte de la energia del explosivo es utilizada por el choque de
onda, además los gases a una alta presión se expanden realizando un
trabajo adicional contra la resistencia de la roca y contra la inercia de la
de la gran masa, previamente a colapsada por el choque de ondas, sin
embargo el contorno del cráter en tiempo y espacio es primeramente
determinado por el choque de ondas.

58. Modelo de Kumao Hino (Teoría
de la Onda de Choque)
 La detonación de la carga explosiva genera una onda de
compresión que se transfiere a la roca como un impacto
de gran violencia. Tal impacto tritura la roca
circundante vecina a la carga y luego se propaga por el
sólido hasta alcanzar una eventual superficie libre,
donde se refleja como onda de tracción. Como la
resistencia a la tracción (St) de la roca es mucho menor
que su resistencia a la compresión (Sc), se produce una
fractura cuando la resultante de la onda reflejada
supera la resistencia a la tracción de la roca.

59. Como la resistencia a la tracción (St) de la roca es mucho
menor que su resistencia a la compresión (Sc), se produce
una fractura cuando la resultante de la onda reflejada
supera la resistencia a la tracción de la roca.

64. DINIS DA GAMA

65.  El Prof. Carlos Dinis da Gama se desempeña como presidente del
centro geotécnico de IST-UTL Lisboa-Portugal. El profesor da dama
se desempeña como miembro del consejo asesor de Fibersensing
sistemas avanzados de monitoreo S.A.
 TEMAS DE ENSEÑANZA E INVESTIGACIÓN QUE ESTÁ A CARGO
 Minería de superficie y subterránea
 Mecánica de rocas y geotecnia ambiental
 TRABAJOS DESTACADOS
 Geomechanics and mine support investigation in the germunde coal
mine(Portugal).1993.
 Analisis de las fisuras en el revestimiento de hormigón armado de
tuneos de pequeño diámetro (analysis of cracking in reinforced
concrete modules of precast small diameter tunnels)
CARLOS DINIS DA GAMA

66.  La detonación del explosivo confinado en los barrenos perforados en roca, genera un
gran volumen de gases a altas temperaturas (2000 – 5000 °C) y altas presiones (10 -
40 GPa). La aplicación repentina de estas descargas produce impulsos de tensión
compresiva en la superficie interna del agujero perforado (roca), provocando daños
en la zona circundante de la abertura subterránea. las dimensiones de los daños en
esa zona dependen del tamaño de la carga explosiva detonada, de la resistencia a la
fuerza dinámica de las rocas, de la velocidad de propagación de la onda, y de las
velocidades de vibración transmitidas a la roca.
EDZ (EXCAVATION DAMAGED
ZONE)

67. PREVENCIÓN Y CONTROL
AMBIENTAL DE VIBRACIONES POR
VOLADURA
La mitigación o reducción, de
los impactos ambientales
relacionados con voladuras,
exige un adecuado
dimensionamiento de los
parámetros del plano de
perforación y voladura sea en
voladura superficial o
subterránea. En este plano
deben ser definida una
adecuada malla de
perforación, su profundidad,
sus respectivas cargas y la
secuencia de salida (Bernardo,
2003).

68. 1. FUNDAMENTOS DE LAS VIBRACIONES
 Naturaleza cíclica de las voladuras
Según Dinis da Gama (1998), sólo cerca de 5 a 15 % de la energía liberada
en la voladura de rocas, son efectivamente aprovechados para fragmentar
la roca. Por lo que la mayor parte de la energía contenida en los explosivos
es transferida al ambiente circundante en forma de efectos colaterales,
susceptible de causar impactos significativos.
De esos efectos, son cinco los que se destacan:
1. Vibraciones transmitidas a los macizos y a las estructuras adyacentes.
2. Onda aérea (ondas de choque que se propagan a través de la
atmósfera conocida como “airblast” manifestándose en forma de
ruido).
3. Proyección de fragmentos de roca.
4. Creación de polvos
5. Sobre rotura del macizo rocos
MONITOREO DE VIBRACIONES
GENERADAS POR VOLADURAS,
ANÁLISIS Y MODELAMIENTO

69. ¿QUE SON LAS VIBRACIONES?
Las vibraciones son un movimiento cíclico que ocurre dentro de un medio,
debido al paso de fases alternativas de compresión y tensión. Con respecto a las
vibraciones por voladuras inducidas en la roca, generalmente se considera que la
vibración es producida en el frente de detonación del explosivo, en la zona
donde el explosivo sólido es convertido en gas, y la densidad del gas es aún igual
a la densidad del explosivo sólido (zona de plasma).
La ecuación que explica las
características del movimiento de una
partícula por el paso de una onda suele
ser de la siguiente forma:
𝐴 𝑡 = 𝐴0 sin( 2𝜋𝑓𝑡)
Dónde:
𝐴 𝑡 = Representa la amplitud de la
onda en un tiempo t.
𝐴0 =Es el pie de amplitud sobre la onda
completa.
𝐹 =Es la frecuencia de la onda.

70.  MODELO DE OPTIMIZACION DETERMINISTICA
 La optimización de la fragmentación puede llevarse a
cabo aplicando la ingeniería de sistemas a la creación
de un modelo global de optimización. a grandes rasgos
los bloques de información de los que partirá dicho
modelo es:
1. Característica de las rocas y macizos rocosos
2. Propiedades de los explosivos
3. Información técnica y económica de los equipos de
perforación, carga, transporte y trituración
EVALUACION DE LA
FRAGMENTACION

71. El grado de fragmentación es un término genérico que se
utiliza para definir la distribución granulométrica del
material volado. Según el tipo de proyecto que se
desarrolle la granulometría deseada de la roca puede ser
muy diferente.
La optimización de cualquier operación de arranque con
explosivos pasa por el conocimiento previo, aunque sea
aproximado, de los tamaños de la roca volada en unas
condiciones determinadas.
PREDICCIÓN DE LA
FRAGMENTACIÓN

72.  Considera que la voladura es un proceso de conminución en el que el material
fragmentado sigue la ley de distribución siguiente:
 𝑃𝐶 = 𝑎 × 𝑊𝑏
× (𝑇𝑏
𝐵)𝑐
 Donde:
 PC = Porcentaje acumulado de material menor que la fracción de tamaño 𝑇𝑏
 W = Energía necesaria para la fragmentación de la roca (kwh/t)
 𝑤 = 10 × 𝑊𝑖
(𝑘80)
1
2
 𝑊𝑖= Indice de Bond de la roca
 𝐾80= Tamaño para el cual pasa el 80% del material
 B = Burden
 a, b y c = constantes que dependen de las características de la roca y explosivos
 Los valores de las constantes se obtienen resolviendo un sistema de tres
ecuaciones con tres incógnitas planteando a partir de los datos de la curva
granulométrica de una muestra representativa del material volado.
FORMULA DE DINIS DA GAMA

73. Se muestra el análisis de fragmentación por procesamiento
automatico de imágenes (aportación de Jimeno y Dinis da
Gama 1995)

74. MODERN BLASTING PRACTICES IN BRAZIL

75.  Lo importante de esta tecnología, es el de obtener las velocidades
pico partículas, para cada una de las cargas explosivas, las que
asociadas a las distancias en que se registra dicha detonación
conforman una buena base de datos, que permite construir
modelos confiables de predicción de vibración, con los cuales se
pueden evaluar diferentes modificaciones a los distintos
parámetros de la voladura, tales como tipo y cantidad de explosivo
según distancia y evaluar el daño potencial que esa vibración puede
producir.

 Las vibraciones producidas por las voladuras y el conocimiento de
las propiedades geo mecánicas del macizo rocoso, permiten
estimar la probabilidad de ocasionar daño en dicho macizo. Los
altos niveles de vibración pueden dañar la roca, produciendo
fracturas nuevas o extendiendo y dilatando fracturas existentes. La
vibración en este contexto, puede ser considerada como un
esfuerzo o deformación del macizo rocoso.
CONCLUSIONES