Perforación y voladura II.pptx minasii4

Perforación y voladura
Henry Contreras

Voladura de túneles y galerías
• Existen dos razones para excavar en subterráneo: a. Para utilizar el
espacio excavado (accesos de transporte, almacenaje de materiales
diversos, obras de construcción, defensa militar, etc.). b. Para utilizar
el material excavado (explotación minera). En ambos casos los túneles
forman parte importante de la operación entera: en construcción
subterránea, como es por ejemplo el caso de obras hidroeléctricas,
donde son necesarios para tener acceso a las cámaras; en minería,
para llegar a los bloques de mineral e iniciar su explotación, además
de las operaciones de desarrollo y comunicación interna, pero
también son abiertos para un propósito en sí mismos (túneles
carreteros o ferrocarrileros y túneles hidráulicos para transvase de
agua).

• Sus dimensiones, acabados finales, sostenimiento interno y demás
aspectos dependen de su función. Así, un túnel carretero o hidráulico
debe tener un buen perfilado por ser para uso permanente, mientras
que una galería de explotación puede quedar con acabado irregular si
va a ser abandonada una vez cumplida su misión. Los túneles son
abiertos mayoritariamente en tendido horizontal, pero también
inclinado y en forma vertical. En este último caso, si la excavación se
efectúa hacia arriba desde un determinado punto o nivel se
denominan chimeneas (Raise shafts) y si es hacia abajo piques (Sink
shafts).

• En ciertas condiciones de terreno algunos son excavados de modo
continuo con máquinas tuneleras de avance rotatorio (Tunel Boring
Machines – TBM y Raise Boring Machines – RBM) pero la gran
mayoría se hacen en forma discontinua, por fases. Es así conocido
que los túneles y el banqueo en canteras o tajos son las operaciones
de mayor consumo de explosivos con perforación y voladura,
cubriendo una gran variedad de tipos de roca y geometrías de
disparo. Las rocas pueden ser desde suaves como el yeso, intermedias
como la caliza, hasta extremadamente duras como granito y basalto y
de sus condiciones estructurales depende el acabado final y la
necesidad o no de sostenimiento adicional cuando no pueden
mantener su estabilidad. La sección de los túneles puede variar entre
9 m2 hasta más de 100 m2, mientras que la cara de los bancos varía
entre 5 a 40 m de altura. Los diámetros de taladro en túneles van de
32 mm a 51 mm y en banco de 51 mm a 165 mm, incluso hasta 310
mm, lo que muestra un amplio rango de parámetros a considerar.

• En rocas competentes los túneles con secciones menores de
100 m2 pueden excavarse a sección completa en un solo
paso, mientras que la apertura de grandes túneles, donde la
sección resulta demasiado amplia, o donde las características
geomecánicas de la roca no permiten la excavación a sección
completa, el método usual consiste en dividir el túnel en dos
partes: la superior o bóveda que se excava como una galería
de avance horizontal, y la inferior que se excava por banqueo
convencional en forma retrasada con respecto al avance de
la bóveda. Este banqueo puede efectuarse con taladros
verticales o ligeramente inclinados perforados con trackdrill,
o con taladros horizontales en cuyo caso se utilizará el
mismo equipo perforador jumbo empleado para la bóveda.

Con métodos de perforación y voladura, el ciclo básico de excavación
comprende las siguientes operaciones:
• - Perforación de los taladros.
• - Carga de explosivo y tendido del sistema de iniciación.
• - Disparo de la voladura.
• - Evacuación de los humos y ventilación del área del trabajo.
• - Desprendimiento de rocas aflojadas, resaltos y lomos, que hayan
quedado remanentes después del disparo (desquinche).
• - Eventual eliminación de tacos quedados resultantes de tiros fallados.
• - Carguío y transporte del material arrancado.
• - Eventual disparo adicional para rotura secundaria de pedrones
sobredimensionados.
• - Medición del avance logrado, control de alineamiento y nivelación,
replanteo de taladros para el siguiente disparo.

El esquema o forma en que se ataca el frente de los
túneles y galerías, es decir el método de avance,
depende de diversos factores:
• - Equipo de perforación empleado (parámetro básico
es el
• diámetro de taladro).
• - Tiempo disponible para la ejecución.
• - Tipo de roca y condiciones del frontón.
• - Tipo de sostenimiento necesario.
• - Sistema de ventilación.

• A diferencia del banqueo donde se cuenta con dos o más caras libres
para la salida de la voladura, en tunelería la única cara libre disponible
es la del frontón, que es también la única superficie factible para la
perforación. Debido a su longitud en relación con la relativamente
pequeña sección transversal del túnel, los taladros solamente pueden
ser perforados en forma perpendicular a la cara libre (a lo más con
pequeña inclinación). En tales condiciones los tiros no pueden
arrancar la roca tal como podrían hacerlo si estuvieran dispuestos en
planos paralelos a la cara como en la voladura de bancos. Esta
dificultad se subsana dedicando un cierto número de taladros (que se
disparan primero) específicamente para abrir una cavidad inicial
cuyas paredes actuarán como caras libres para los tiros subsiguientes,
lo que se denomina el “corte” o “arranque”.

• Otro aspecto importante es en razón de que los túneles, cualquiera que haya
sido su motivo de apertura, terminan siendo vías de tránsito permanente, por
lo que es indispensable que las rocas de las paredes y techo sean estable y no
estén sometidas a excesivas tensiones. Cuanto más heterogénea o fisurada
sea la roca, el perfil perimetral será más irregular e inestable, sujeto a
desprendimientos y desplomes imprevistos. Una forma de limitar o controlar
este inconveniente es mediante voladura de contorno o periférica con salida
controlada, denominada precorte o recorte y finalmente un cementado
(Grouting). Para efectos de voladura el frontón de un túnel de pequeña a
mediana envergadura se divide en tres áreas: la de corte o arranque, la de
núcleo o destroza y la de corona o contorno. Estas se disparan en tres etapas:
corte, núcleo, contorno, con tiros individuales espaciados en tiempo de modo
tal que actúan en conjunto, aparentemente en forma instantánea, pero con
salidas ordenadas secuencialmente para permitir el desplazamiento del
material fragmentado. Los túneles de gran sección se atacan en dos fases, la
primera que comprende la parte superior (Top heading) de la manera descrita
anteriormente y la segunda, que comprende a la parte inferior que se dispara
por banqueo,normalmente por tajadas verticales secuenciadas.

• La única superficie libre en voladura de túneles, piques o chimeneas viene a ser el
frente de ataque, por lo que ésta se efectúa en condiciones de gran confinamiento.
Cuanto más pequeña sea el área del frente, la roca estará más confinada,
requiriéndose por tanto mayor carga específica de explosivo por m3 a romper cuanto
más reducida sea la sección a volar. Como las dimensiones del burden y
espaciamiento son cortas, especialmente en el área del arranque, los explosivos
deberán ser lo suficientemente insensibles para evitar la transmisión de la
detonación por simpatía, pero sí tener una velocidad de detonación lo
suficientemente elevada, superior a 3 000 m/s para evitar el efecto canal en los
explosivos encartuchados dentro de taladros de mayor diámetro (fenómeno que
consiste en que los gases de explosión empujan al aire alojado entre la columna de
explosivo y la pared de taladro, comprimiendo a los cartuchos por delante del frente
de la onda de choque y aumentando su densidad al punto de hacerlos insensibles a
detonación).
• Por ejemplo, el área de núcleo que es comparable geométricamente a las voladuras
de banco, requiere cargas específicas de explosivo de entre cuatro y diez veces
superiores, sea por disponerse de menor espacio para esponjamiento o naturales
errores de perforación.

• Según las dimensiones de un túnel y el diámetro de los taladros, el área de la
cavidad de arranque puede ser de 1 a 2 m2, normalmente adecuada para facilitar la
salida de los taladros del núcleo hacia ella, pero con taladros de diámetros mayores
el área necesaria puede llegar a 4 m2. La profundidad del corte deberá ser igual a la
estimada para el avance del disparo, cuando menos. La ubicación influye en la
facilidad de proyección del material roto, en el consumo de explosivo y el número
de taladros necesarios para el disparo. Por lo general, si se localiza cerca de uno de
los flancos (a) se requerirá menos taladros en el frontón; cerca al techo (b)
proporciona buen desplazamiento y centrado de la pila de escombros, pero con
mayor consumo de explosivo; al piso (c) es conveniente sólo cuando el material
puede caer fácilmente por desplome. En general, la mejor ubicación es al centro de
la sección ligeramente por debajo del punto medio (d).

Métodos de corte
Corresponden a las formas de efectuar el disparo en primera fase para
crear la cavidad de corte, que comprenden dos grupos:
1. Cortes con taladros en ángulo o cortes en diagonal.
2. Cortes con taladros en paralelo.

Cortes en diagonal
• La efectividad de los cortes en diagonal consiste en que se preparan en
forma angular con respecto al frente del túnel, lo que permite que la roca
se rompa y despegue en forma de “descostre sucesivo” hasta el fondo del
disparo. Cuanto más profundo debe ser el avance, más taladros diagonales
deben ser perforados en forma escalonada, uno tras otro conforme lo
permita el ancho del túnel. Estos cortes se recomiendan sobre todo para
roca muy tenaz o plástica por el empuje que proporcionan “desde atrás”.
También para las que tienen planos de rotura definidos, ya que dan mayor
alternativa que el corte paralelo para atacarlas con diferentes ángulos. En
su mayoría se efectúan con perforadoras manuales y su avance por lo
general es menor en profundidad que con los cortes en paralelo (45 y 50%
del ancho del túnel), pero tienen a su favor la ventaja de que no se
“congelan” o “sinterizan” por exceso de carga o inadecuada distancia entre
taladros, como ocurre frecuentemente con los cortes paralelos.

• Es indispensable que la longitud y dirección de los taladros sean
proyectadas de tal forma que el corte se ubique simétricamente a una línea
imaginaria y que no se perfore excesivamente. Se disponen por parejas,
debiendo tender casi a juntarse en la parte más profunda para permitir un
efecto combinado de las cargas, esto especialmente en rocas difíciles de
romper (duras, estratificadas, etc.). Son más incómodos para perforar
porque el operador tiene que ver imaginariamente cómo están quedando
ubicados y orientados los taladros, para evitar que se intercepten.
Respecto a la carga explosiva, los taladros de arranque, es decir los más
cercanos a la cara libre, no requieren una elevada densidad. Ésta puede
disponerse más bien en los más profundos para tratar de conseguir alguna
rotura adicional que compense la natural limitación del avance debido a la
propia perforación. Estos cortes son mayormente aplicados en túneles y
galerías de corta sección con taladros de pequeño diámetro. Los consumos
promedio varían en cifras tan extremas como 0,4 a 1,8 kg/m3.

Además de túneles, los cortes angulares especialmente en cuña y abanico
permiten abrir la rotura inicial en frentes planos sin cara libre, como es el
caso de apertura de zanjas, pozos, etc. Estos cortes pueden clasificarse en
tres grupos:
1. Corte en cuña de ejecución vertical (Wedge cut), corte en cuña de
ejecución horizontal (“v” o “w”) y corte piramidal. En los tres casos los
taladros son convergentes hacia un eje o hacia un punto al fondo de la
galería a perforar.
2. Corte en abanico (Fan cut) con diferentes variantes. En este caso los
taladros son divergentes respecto al fondo de la galería.
3. Cortes combinados de cuña y abanico o paralelo y abanico.
La geometría de arranque logrado con los cortes angulares básicos se
muestra en las figuras subsiguientes:

1. Corte en pirámide o diamante (Center cut)
• Comprende a cuatro o más taladros dirigidos en forma de un haz
convergente hacia un punto común imaginariamente ubicado en el
centro y fondo de la labor a excavar, de modo que su disparo
instantáneo creará una cavidad piramidal. Este método requiere de
una alta concentración de carga en el fondo de los taladros (ápex de
la pirámide). Se le prefiere para piques y chimeneas. Según la
dimensión del frente puede tener una o dos pirámides superpuestas.
Con este corte se pueden lograr avances de 80% del ancho de la
galería; su inconveniente es la gran proyección de escombros a
considerable distancia del frente.

2. Corte en cuña o en “v” (Wedge cut)
• Comprende a cuatro, seis o más taladros convergentes por pares en
varios planos o niveles (no hacia un solo punto) de modo que la
cavidad abierta tenga la forma de una cuña o “trozo de pastel”. Es de
ejecución más fácil aunque de corto avance especialmente en túneles
estrechos, por la dificultad de perforación. La disposición de la cuña
puede ser en sentido vertical horizontal. El ángulo adecuado para la
orientación de los taladros es de 60 a 70°. Es más efectivo en rocas
suaves a intermedias, mientras que el de la pirámide se aplica en
rocas duras o tenaces.

3. Cortes en paralelo
• Como su nombre lo indica, se efectúan con taladros paralelos entre sí.
Se han generalizado por el empleo cada vez mayor de máquinas
perforadoras tipo Jumbo, que cuentan con brazos articulados en
forma de pantógrafo para facilitar el alineamiento y dar precisión en
la ubicación de los mismos en el frente de voladura. Los taladros
correspondientes al núcleo y a la periferia del túnel también son
paralelos en razón de que es virtualmente imposible perforar en
diagonal con estas máquinas. Todos tienen la misma longitud
llegando al pretendido fondo de la labor.

• El principio se orienta a la apertura de un hueco central cilíndrico, que
actúa como una cara libre interior de la misma longitud que el avance
proyectado para el disparo. La secuencia de voladura comprende tres
fases; en la primera son disparados casi simultáneamente los taladros de
arranque para crear la cavidad cilíndrica; en la segunda los taladros de
ayuda del núcleo rompen por colapso hacia el eje del hueco central a lo
largo de toda su longitud, ampliando casi al máximo de su diseño la
excavación del túnel, tanto hacia los flancos como hacia el fondo; por
último salen los taladros de la periferia (alzas, cuadradores y arrastres del
piso) perfilando el túnel con una acción de descostre. El perfil o acabado
final de la pared continua del túnel depende de la estructura geológica de
la roca, básicamente de su forma y grado de fisuramiento natural (clivaje,
diaclasamiento, estratificación) y de su contextura.

• El hueco central debe tener suficiente capacidad para acoger los detritos
creados por el disparo de los primeros taladros de ayuda cercanos,
teniendo en cuenta el natural esponjamiento de la roca triturada, de modo
que se facilite la expulsión (Trow) del material de arranque, después de las
segundas ayudas y los taladros periféricos. Para diferentes diámetros de
taladros se requieren diferentes espaciamientos entre ellos. Es importante
la precisión de la perforación para mantener estos espacios y evitar la
divergencia o convergencia de los taladros en el fondo con lo que puede
variar el factor de carga. La densidad y distribución de la columna de
explosivo, en muchos casos reforzada, así como la secuencia ordenada de
las salidas son determinantes para el resultado del corte. Usualmente los
taladros de arranque se disparan con retardos de milisegundos y el resto
del túnel con retardos largos, aunque en ciertos casos el uso de
microretardos puede ser contraproducente.

• Estos cortes son aplicados generalmente en roca homogénea y
competente, son fáciles y rápidos de ejecutar pero como contraparte
no siempre dan el resultado esperado, ya que cualquier error en la
perforación (paralelismo y profundidad), en la distribución del
explosivo o en el método de encendido se reflejará en mala
formación de la cavidad, o en la sinterización (aglomeración) de los
detritos iniciales que no abandonan la cavidad a su debido tiempo,
perjudicando la salida de los taladros restantes. Si la carga explosiva
es demasiado baja el arranque no romperá adecuadamente, y si es
muy elevada la roca puede desmenuzarse y compactar malogrando el
corte lo que afectará todo el disparo.

• Además del corte cilíndrico con taladros paralelos se efectúan otros esquemas,
como corte paralelo escalonado, con el que se procura conseguir un hueco o
tajada inicial de geometría cuadrangular y de amplitud igual al ancho de la labor,
cuyo desarrollo comprende un avance escalonado o secuencial por tajadas
horizontales o escalones, con taladros de longitudes crecientes intercalados, que
se disparan en dos fases; una primera que comprende taladros al piso perforados
y cargados en toda su longitud desde la cara libre hasta el fondo de avance,
superpuestos a espacios determinados por otros distribuidos en “planos“ cada
vez más cortos hasta llegar al techo con una longitud promedio de 30 a 60 cm, y
una segunda inversa con los taladros más largos al techo, terminando con los más
cortos al piso. El disparo de la primera fase rompe la mitad del túnel por
desplome, dejando un plano inclinado como segunda cara libre, sobre la que
actuarán los taladros de la segunda fase por acción de levante. Estos cortes son
adecuados para rocas estratificadas, mantos de carbón, rocas fisuradas o
incompetentes.

Tipos de cortes paralelos
Los esquemas básicos con taladros paralelos son:
- Corte quemado.
- Corte cilíndrico con taladros de alivio.
- Corte escalonado por tajadas horizontales.
Todos ellos con diferentes variantes de acuerdo a las condiciones de la
roca y la experiencia lograda en diversas aplicaciones.

Corte quemado
• Comprende a un grupo de taladros de igual diámetro perforados
cercanamente entre sí con distintos trazos o figuras de distribución,
algunos de los cuales no contienen carga explosiva de modo que sus
espacios vacíos actúan como caras libres para la acción de los taladros
con carga explosiva cuando detonan.

El diseño más simple es de un rombo con cinco taladros, cuatro vacíos en los
vértices y uno cargado al centro. Para ciertas condiciones de roca el esquema
se invierte con el taladro central vacío y los cuatro restantes cargados.
También son usuales esquemas con seis, nueve y más taladros con
distribución cuadrática, donde la mitad va con carga y el resto vacío,
alternándose en formas diferentes, usualmente triángulos y rombos.
Esquemas más complicados, como los denominados cortes suecos,
presentan secuencias de salida en espiral o caracol.
Nota: Como los taladros son paralelos y cercanos, las concentraciones de
carga son elevadas, por lo que usualmente la roca fragmentada se sinteriza
en la parte profunda de la excavación (corte), no dándose así las condiciones
óptimas para la salida del arranque, como por lo contrario ocurre con los
cortes cilíndricos. Los avances son reducidos y no van más allá de 2,5 m por
disparo, por lo que los cortes cilíndricos son preferentemente aplicados.

Corte cilíndrico
Este tipo de corte mantiene similares distribuciones que el corte
quemado, pero con la diferencia que influye uno o más taladros
centrales vacíos de mayor diámetro que el resto, lo que facilita la
creación de la cavidad cilíndrica. Normalmente proporciona mayor
avance que el corte quemado. En este tipo de arranque es muy
importante el burden o distancia entre el taladro grande vacío y el más
próximo cargado, que se puede estimar con la siguiente relación: B =
0,7 x diámetro del taladro central (el burden no debe confundirse con
la distancia entre centros de los mismos, normalmente utilizada). En el
caso de emplear dos taladros de gran diámetro la relación se modifica
a: B = 0,7 x 2 diámetro central. Una regla práctica indica que la
distancia entre taladros debe ser de 2,5 diámetros.

ROGER HOLMERG
PERFORACION DE ROCAS

ANTECEDENTES DE LA LABOR
Datos Detalle
Ancho del túnel 5 mts.
Altura del túnel 5 mts.
Avance total 500 mts
Altura corona (radio lateral) 1.2 mts.
Diámetro de la perforación o barreno 50 mm = 0.05 mts.
Diámetro del piloto (con roca primaria) Debemos determinarlo
Angulo de vigía para barrenos de contorno ()
Altura 1400 msnm.
3º ó 0.05 rad
(depende del equipo de perforación disponible)
Desviación angular () 15 mm/m = 0.015 m/m
Error de emboquille () 20 mm = 0.02 mts.
Explosivo Acuagel en cartucho, podríamos asumir
que el terreno tiene cierta humedad.
32 x 600 , 38 x 600 , 46 x 600 diámetro (mm) x largo del cartucho
Volumen de gas 850 (Lt/kg)
Densidad explosivo 1.2 (kg/m3)
Calor de explosión 4.5 (Mj/kg)

DISEÑO DEL DIAGRAMA
Para simplificar los cálculos de carga dividiremos la frente del túnel en 5
secciones.

CALCULOS GENERALES
pulg
D
mts
D
mts
D
d
D
do
D
5
.
5
.
141
.
0
)
05
.
0
*
2
(
*
2
)
1
*
2
(
*
2
*
2
2
2
2
2
2





Lo primero es calcular la cara libre de la frente (maricon).
DIÁMETRO DEL MARICÓN
DIÁMETRO DE PERFORACIÓN NORMAL

(m)
D
.
D
.
.
H 2
)
(
*
4
39
)
(
*
1
34
15
0 2
2 


Donde
D2 :Diámetro del maricon.
Luego calculamos el avance de la labor que la denominaremos (H).
4.17(mts).
H 


 (mts)
.
.
.
H 2
)
141
.
0
(
*
4
39
)
141
.
0
(
*
1
34
15
0
Desarrollo

Avance efectivo por perforación (A)
)
(
*
95
.
0 H
A 
A = 3.96
H = 4.17
3.96(mts)
A 
 )
17
.
4
(
*
95
.
0
A
Desarrollo

CALCULO DE RAINURA
PRIMER CUADRANTE
2
*
7
.
1
m
ax D
B 
, según Langefors y Kilhtrom este no debe ser
mayor a 1.7 veces el diámetro del maricon(D2).
¿ porque ?
Para obtener una fragmentación y salida satisfactoria de la roca.
Lo primero es calcular el Burden
0.24mts
Bmax 
 mts
B )
141
.
0
(
*
7
.
1
max

B1 = Bmax – ( * H + )
B1 = 1.5 * D2
Burden Practico (B1)
 Si desviación angular de perforación( ) es de 0.5% a 1%

 Si desviación angular mayor al 1%
H
ά
H
β
BURDEN
ESPACIAMIENTO

B1 = Bmax – ( * H + )
 En nuestro caso la desviación angular > 1%, por tanto calcularemos B1.
Datos:
 : Desviación angular = 0.015 (m/m).
: Error de emboquille = 0.02 (m).
H: Profundidad de perforación = 4.17(m).
Bmax: 0.24(m).
B1 = 0.24 – (0.015 * 4.17 + 0.02)
B1 = 0.16 mts.

AH1
2 = (B1)2 + (B1)2
AH1
2 = 2 (B1)2
AH1 = √ (2 (B1)2)
AH1 = √2 x B1
AH1 = B1*√2
AH1 = 0.16* √2
AH1 = 0.23(mts).
Calculo del espaciamiento (AH1)
B1
B1
AH1
B1
Luego el espaciamiento entre tiro es de 0.23(mts).

Calculo concentración lineal de carga (I1)




















ANFO
PRP
c
D
B
D
B
d
I
*
4
.
0
2
55 2
max
5
.
1
2
max
1
1
d1: Diámetro de peforacion(mts). = 0.05 (mts).
D2: Diámetro del maricon = 0.141 (mts)
Bmax: = 0.24(mts)
C: constante de la roca = 0.4 kg/mt.
PRPanfo : potencia relativa en peso del explosivo referida al ANFO =1.1
Donde I1 esta en función de los diámetros de perforación, maricon y constante de la roca.

Por los datos de la tabla y el calculo de I1, se elige el cartucho de diámetro de
32mm (0.97kg/mt).
Desarrollo
La concentración de carga ( I ) del explosivo aquagel en cartuchos está dado
por el fabricante según su diámetro.
0.94Kg/mt
I1 




















1.1
*
0.4
0.4
2
0.141
0.24
0.141
0.24
*
0.05
*
55
I
1.5
1
diámetro explosivo (mm) I (kg/mt)
32 0.97
38 1.36
46 1.99

1
*
10 d
T 
Cálculos del Taco (T) de cada perforación.
Donde el taco esta en función del diámetro de perforación (d1).
d1 = 0.05(mts).
0.5(mts).
T 
 ).
(
05
.
0
*
10 mts
T
Desarrollo:

)
(
*
1
1 T
H
I
Q 

Cálculos de la carga de explosivos (Q1) por barrenos.
Sabemos que:
H : 4.17(mts).
Taco : 0.5(mts).
Desarrollo:
3.45(Kg).
Q1 

 )
5
.
0
17
.
4
(
*
94
.
0
1
Q
Para cada perforación necesitaremos 3.45(Kg) de explosivo en el primer cuadrante.

oCartucho
l
T
H
Ncartuchos arg
/
)
( 

¿Cuántos cartuchos ocuparemos por perforación?
Descontaremos el taco(T) a la profundidad de perforación(H), asi nos quedara la longitud de en
que debe ir la carga.
El numero de cartuchos esta Dado por:
Desarrollo:
6.11
NCartuchos 

 6
.
0
/
)
5
.
0
17
.
4
(
cartucho
N
En conclusión debemos ocupar aproximadamente 6 cartuchos por perforación

Evaluación
Debe cumplirse lo siguiente:
H
AH 
1
)
(
042
.
2
)
(
23
.
0 mts
mts 
Donde :
H : Profundidad de perforación.
S : Espaciamiento.
Necesitamos otro Cuadrante:

CALCULO DE RAINURA
2° CUADRANTE
En este cuadrante se debe incluir el efecto de la desviación de perforación, por tanto lo primero es calcular
ese error que lo denominaremos Ep.
Ep = ( * H + )
Ep = (0.015 x 4.17 mts + 0.02)
Ep = 0.08255 mts.
Desarrollo:
Donde :
α : Desviación angular = 0.015(mts).
β : Error de emboquille = 0.02(mts)
H : Profundidad de la perforación = 4.17(mts)

Calculo de la distancia entre perforaciones del 1er cuadrante tomando en cuenta el error
de perforación.
ya que este, es la cara libre para poder calcular el Burden de los contracuele de la segunda sección
¿ porque ?
2
*
)
( 1
2 Ep
B
Ah 

.
0.109(mts)
Ah2 

 2
*
)
8255
.
0
.
0
16
.
0
(
2
Ah
Desarrollo:

Calculo de Burden máximo.
c
d
PRP
I
Ah
B anfo
*
*
*
10
*
8
.
8
1
1
2
2
max


).
(
21
.
0
4
.
0
*
05
.
0
1
.
1
*
97
.
0
*
109
.
0
10
*
8
.
8
max
2
max
mts
B
B


 
Existen 2 formas:
c
d
PRP
I
Ep
B
B anfo
*
*
*
)
(
10
*
5
.
10
1
1
1
2
max

 
Desarrollo:

Calculo de Burden practico.
)
*
(
m
ax
2
m
ax
2

 




H
B
B
Ep
B
B
practico
practico
0.13(mts).
Bpractico2 

 08255
.
0
21
.
0
2
practico
B
Desarrollo:
Como burden máximo es de 0.21(mts), con concentración de carga de 0.97(Kg/mt) que corresponde a un
cartucho de 32(mm)*600(mm), entonces el burden practico seria de 0.13(mts).

Nota
Si calculamos el burden máximo y practico para cada cartucho, reemplazando cada concentración de la
carga(I1) en cualquiera de las 2 ecuaciones propuestas nos resultaría lo siguiente:
Ǿ explosivo(mm) Bmax Bprac2=Bmax-Ep I1(Kg/mt)
32 0.21 0.13 0.97
38 0.25 0.17 1.36
46 0.30 0.21 1.99

Evaluación
Como B2≤2*Ah2
B2≤0.21
Se concluye que:
 El cartucho de 32 (mm) cumple con la condición.
 El cartucho de 38(mm) también cumple con la condición, pero con una concentración de carga de
1.36(kg/m) y un burden practico de 0.17mts. No producirán deformación plástica.
Burden practico de segunda rainura es 0.17(mts).

Calculo del taco (T) de cada perforación
2° cuadrante
La ecuación que se propone es la siguiente:
1
*
10 d
T 
)
(
5
.
0
05
.
0
*
10
mts
T
T


Desarrollo:
Donde :
d1: Diámetro de la perforación = 0.05

)
(
*
2 2 T
H
I
Q 

Calculo de de la carga de el explosivo (Q2) por perforación en el 2°
cuadrante.
5(Kg).
Q2 

 )
5
.
0
17
.
4
(
*
36
.
1
2
Q
Desarrollo:
Donde :
I1 : concentración de carga = 1.36(Kg/mts).
H : Profundidad de perforación = 4.17(mts).
T : Taco = 0.5(mts).









2
*
2 1
2
3
AH
B
AH
Caculo del espaciamiento (AH3).
AH3
0.4(mts).
AH3 








2
23
.
0
17
.
0
*
2
3
AH
Desarrollo:
Luego Ah2 ≤√H se necesita otro cuadrante.
0.4 < 2.04

CALCULO DE RAINURA
TERCER CUADRANTE
Ep
AH
B
Ah 








2
*
2 1
2
4
Lo primero es calcular la abertura rectangular del segundo cuadrante tomando en cuenta el error de
perforación.
.
0.286(mts)
Ah4 








 08255
.
0
2
23
.
0
17
.
0
*
2
4
Ah
Desarrollo:

c
d
PRP
I
Ep
AH
B
B anfo
*
*
*
)
))
2
/
(
(
10
*
5
.
10
1
1
1
2
2
3
max


 
Una de las forma de calcular el burden es:
Donde:
I1 = 1.36 (Kg/mt) y 1.99(Kg/mt).
AH1 : Distancia de las perforaciones 1er cuadrante = 0.23(mts)
Ep = 0.08255(mts).
B2 = 0.17(mts).
PRPanfo = 1.1

Ǿ explosivo(mm) Bmax3 Bprac3=Bmax-Ep I1(Kg/mt)
38 0.4 0.32 1.36
46 0.49 0.41 1.99
Como Bmax3 ≤ 2*Ah4, entonces se escogen los cartuchos de 46 (mm) con I3 = 1.99(Kg/mts), con un
burden practico de 0.41(mts).
Desarrollo:

Calculo del taco (T) de cada perforación Tercer cuadrante
La ecuación que se propone es la siguiente:
1
*
10 d
T 
)
(
5
.
0
05
.
0
*
10
mts
T
T


Desarrollo:
Donde :
d1: Diámetro de la perforación = 0.05

)
(
*
3
3 T
H
I
Q 

Calculo de de la carga de el explosivo (Q3) por perforación en el
Tercer cuadrante.
7.3(Kg).
Q2 

 )
5
.
0
17
.
4
(
*
99
.
1
Q
Desarrollo:
Donde :
I3 : concentración de carga = 1.99(Kg/mts).
H : Profundidad de perforación = 4.17(mts).
T : Taco = 0.5(mts).









2
*
2 3
3
5
Ah
B
Ah
AH5
.
0.86(mts)
Ah5 








2
4
.
0
41
.
0
*
2
5
Ah
Desarrollo:
Luego Ah5 ≤ √H se necesita otro cuadrante.

CALCULO DE RAINURA
CUARTO CUADRANTE
Ep
Ah
B
Ah 








2
*
2 3
3
6
Lo primero es calcular la abertura rectangular del segundo cuadrante tomando en cuenta el error de
perforación.
0.75(mts).
Ah6 








 08255
.
0
2
4
.
0
41
.
0
*
2
6
Ah
Desarrollo:

c
d
PRP
I
Ep
AH
B
B anfo
*
*
*
)
))
2
/
(
(
10
*
5
.
10
1
1
3
3
2
4
max


 
Una de las forma de calcular el burden es:
Donde:
I1 = 1.99(Kg/mt).
AH3 : Distancia de las perforaciones 2° cuadrante = 0.4(mts)
Ep = 0.08255(mts).
B3 = 0.41(mts).
PRPanfo = 1.1

Ǿ explosivo(mm) Bmax4 Bprac4=Bmax-Ep I1(Kg/mt)
46 0.79 0.71 1.99
Como Bmax4 ≤ 2*Ah6, entonces se escogen los cartuchos de 46 (mm) con I3 = 1.99(Kg/mts), con un
burden practico de 0.71(mts).
Desarrollo:

Calculo del taco (T) de cada perforación Cuarto cuadrante
)
(
5
.
0 mts
T 
Calculo de de la carga de el explosivo (Q3) por perforación en el
Tercer cuadrante.
7.3(Kg).
Q2 

 )
5
.
0
17
.
4
(
*
99
.
1
Q
Desarrollo:
I3 = 1.99(Kg/mt).
H = 4.17(mts).
T = 0.5
)
(
*
3
3 T
H
I
Q 










2
*
2 5
4
7
Ah
B
Ah
AH7
.
1.61(mts)
Ah7 








2
86
.
0
71
.
0
*
2
7
Ah
Desarrollo:
Luego AH7 se aproxima a √H, entonces no necesito otro cuadrante.

CALCULO DE ZAPATERA
)
/
(
*
*
*
*
9
.
0 1
B
S
f
C
PRP
I
B ANFO

En principio se calcula con la misma formula de tronadura en banco. Se reemplaza la altura del banco por
el avance y se usa un factor de fijación.
1.75(mts)
B 

1
*
45
.
1
*
4
.
0
1
.
1
*
99
.
1
*
9
.
0
B
Donde :
f : factor de fijacion = 1.45
S/B : relación entre espaciamiento y burden = 1
C : constante de la roca = 0.4
Desarrollo:

Se propone que:
C’ =
C + 0.05 B≥1.4(mts)
C + 0.07/B B < 1.4(mts)
Como B = 1.75 C’ = C +
0.05
C’ = 0.4 + 0.05
C’ = 0.45
1.65(mts).
Bmax 

1
*
45
.
1
*
45
.
0
1
.
1
*
99
.
1
*
9
.
0
max
B
Por lo tanto :

Burden practico de las zapateras
Ep
sen
H
B
Bpz 

 
*
max
1.51(mts).
Bpz 


 08255
.
0
)
3
(
*
17
.
4
65
.
1 sen
Bpz
Donde :
H = 4.17(mts).
γ = 3°
Ep = 0.08255
Desarrollo:

Numero de Tiros








 2
)
(
*
*
2
m
ax
B
sen
H
Anchotunel
N

5
5.2
N 









 2
65
.
1
)
3
(
*
17
.
4
*
2
5 sen
N
Desarrollo:

Espaciamiento de las perforaciones centrales sin las laterales.
1
)
(
*
*
2



N
sen
H
Anchotunel
Ecz

1.36(mts).
Ecz 



1
5
)
3
(
*
17
.
4
*
2
5 sen
Ecz
Desarrollo:

Espaciamiento de las Perforaciones laterales
)
(
* 
sen
H
E
E cz
el 

1.14(mts).
Eel 

 )
3
(
*
17
.
4
36
.
1 sen
Eel
Desarrollo:

La concentración de carga lineal de fondo y la columna, donde la última es de un 70% de la primera,
multiplicando cada una de ellas por su respectiva longitud, luego ambas se suman y el resultado será
la cantidad de carga del barreno dada peso.
La carga de los barrenos viene dada por:

Longitud de la carga de fondo (Hf)
pz
f B
H *
25
.
1

f
f
zf H
q
Q *

)
(
9
.
1
51
.
1
*
25
.
1
mts
H
H
f
f


Cantidad en Kg de carga (Qzf) en la longitud (Hf)
)
(
78
.
3
9
.
1
*
99
.
1
kg
Q
Q
zf
zf



Longitud de la carga en la columna (Hc)
Taco
H
H
H f
c 


c
c
zc H
q
Q *

Cantidad en Kg de carga (Qzc) en la longitud (Hc)
).
(
77
.
1
5
.
0
9
.
1
17
.
4
mts
H
H
c
c





qc = al 70% de carga de fondo (qf)
qc = 1.99 * 0.7
qc = 1.39 (Kg/mts).
Desarrollo:
La concentración de carga a lo largo de la
columna se reduce al 70 % de la concentración
de carga del fondo
2.46(kg).
Qzc 


77
.
1
*
39
.
1
*
zc
c
c
zc
Q
H
q
Q
Cantidad de Kg de explosivos en la columna

BARRENOS DE CONTORNO DEL TECHO O CORONA
).
(
75
.
0
)
045
.
0
(
*
15
*
15 1
mts
S
S
D
S



 Utilizaremos como carga de fondo los cartuchos de 32(mm) de diámetro para una tronadura suave
con qf = 0.97(kg/mts)
Según formula propuesta
 El espaciamiento es igual a 15 veces el diámetro de el barreno pero debe existir
una condición (S/B)=0.8
Espaciamiento

0.93(mts).
B 




8
.
0
75
.
0
8
.
0
8
.
0
S
B
B
S
Burden máximo
Burden Practico
Ep
sen
H
B
Btp 

 )
(
*
m
ax 
0.63(mts).
Btp 


 08255
.
0
)
3
(
*
17
.
4
93
.
0 sen
Btp
Donde :
H = 4.17(mts).
γ = 3°
Ep = 0.08255
Desarrollo:











 2
)
(
*
*
2
tp
B
sen
H
Anchotunel
N

Numero de Perforaciones o Barreno.
11
2
63
.
0
)
3
(
*
17
.
4
*
2
5











10.62
N
sen
N
Desarrollo:

Espaciamiento
).
(
78
.
0
1
11
)
3
(
*
17
.
4
*
2
5
mts
E
sen
E
lt
lt




Desarrollo:
1
)
(
*
*
2



N
sen
H
Anchotunel
Elt


Carga de la columna
qC = 90 x d1
2
qC = 90 x 0.052
qC = 0.225 (kg/m)
Longitud de la carga de fondo (Htf)
tp
ft B
H *
25
.
1

)
(
79
.
0
63
.
0
*
25
.
1
mts
H
H
ft
ft



ft
f
tf H
q
Q *

Cantidad en Kg de carga (Qtf) en la longitud (Htf)
).
(
77
.
0
79
.
0
*
97
.
0
kg
Q
Q
tf
tf



Longitud de la carga en la columna (Htc)
Taco
H
H
H ft
ct 


ct
c
tc H
q
Q *

Cantidad en Kg de carga (Qtc) en la longitud (Htc)
).
(
88
.
2
5
.
0
79
.
0
17
.
4
mts
H
H
ct
ct




)
(
73
.
0
88
.
2
*
255
.
0
kg
Q
Q
tc
tc



BARRENOS DE CONTORNO (HASTIALES)
pt
zapatera B
B
raltunel
alturalate
Hastiales 

 m
ax
La altura lateral es de 5(mts), la zapatera tiene un burden de 1.51(mts) y las coronas un burden
practico de 0.63(mts),entonces tenemos:
2.86(mts).
Hastiales 


 63
.
0
51
.
1
5
Hastiales

Se precisa de una tronadura suave, por eso se utilizara cartuchos de 32 (mm) de diámetro.
)
/
(
*
*
ˆ
*
*
9
.
0 1
B
S
f
C
PRP
q
B ANFO

1.2(mts)
B 

25
.
1
*
2
.
1
*
4
.
0
1
.
1
*
97
.
0
*
9
.
0
B
Donde :
q1 = 0.97(kg/mts)
f = 1.2
S/B = 1.25
Desarrollo:

Analizamos B = 1.2
C’ =
C + 0.05 B≥1.4(mts)
C + 0.07/B B < 1.4(mts)
Como B = 1.75 C’ = C + (0.07/B)
C’ = 0.4 + (0.07/1.2)
C’ = 0.46
Por lo tanto :
).
(
12
.
1
25
.
1
*
2
.
1
*
46
.
0
1
.
1
*
97
.
0
*
9
.
0
)
/
(
*
*
ˆ
*
*
9
.
0
max
max
1
max
mts
B
B
B
S
f
C
PRP
q
B ANFO




Burden practico de contorno Hastíales.
Ep
sen
H
B
Bhp 

 
*
max
1.81(mts).
Bpz 


 08255
.
0
)
3
(
*
17
.
4
12
.
1 sen
Bpz
Donde :
H = 4.17(mts).
γ = 3°
Ep = 0.08255
Desarrollo:

Numero de barrenos







 2
)
/
(
*
m
ax B
S
B
Hastiales
NH
4
4.04
NH 








 2
25
.
1
*
12
.
1
86
.
2
H
N
Desarrollo:

Espaciamiento
).
(
95
.
0
1
4
86
.
2
mts
E
E
H
H



Desarrollo:
1


N
Hastiales
EH

Carga de la columna
qC = 90 x d1
2
qC = 90 x 0.052
qC = 0.225 (kg/m)
Longitud de la carga de fondo (LHF)
Hp
HF B
L *
25
.
1

)
(
01
.
1
81
.
0
*
25
.
1
mts
L
L
HF
HF



F
F
HF L
q
Q *

Cantidad en Kg de carga (QHF) en la longitud (LHF)
).
(
98
.
0
01
.
1
*
97
.
0
kg
Q
Q
HF
HF



Longitud de la carga en la columna (Lc)
Taco
L
H
L F
C 


C
c
HC L
q
Q *

Cantidad en Kg de carga (QHC) en la longitud (LC)
).
(
66
.
2
05
.
0
01
.
1
17
.
4
mts
L
L
C
C




)
(
6
.
0
66
.
2
*
255
.
0
kg
Q
Q
HC
HC



 A Perforaciones laterales que quiebran hacia arriba y horizontalmente f = 1.45 S/B = 1.25
 Usaremos cartuchos de 38 mm con q = 1.36 (kg/m) como carga de fondo, C = 0.4, Sanfo = 1.1
AUXILIARES

).
(
77
.
1
81
.
0
*
2
61
.
1
5
mts
B
B
AL
AL




Espacio que se dispone para colocar los auxiliares de salida horizontal y arriba.
HP
AL B
AH
Anchotunel
B *
2
4 


Donde:
BHP : burden practico de los contornos = 0.81(mts).
AH4 : distancia entre perforaciones del cuarto cuadrante.
Desarrollo:

Burden Máximo
)
/
(
*
*
ˆ
*
*
9
.
0 1
max
B
S
f
C
PRP
q
B ANFO

1.21(mts).
Bmax 

25
.
1
*
45
.
1
*
454
.
0
1
.
1
*
36
.
1
*
9
.
0
max
B
Desarrollo:
Donde :
q1 = 1.36(kg/mts)
f = 1.2
S/B = 1.45

Analizamos B = 1.29
C’ =
C + 0.05 B≥1.4(mts)
C + 0.07/B B < 1.4(mts)
Como B = 1.75
C’ = C + (0.07/B)
C’ = 0.4 + (0.07/1.29)
C’ = 0.454
Por lo tanto :
).
(
21
.
1
25
.
1
*
45
.
1
*
454
.
0
1
.
1
*
36
.
1
*
9
.
0
)
/
(
*
*
ˆ
*
*
9
.
0
max
max
1
max
mts
B
B
B
S
f
C
PRP
q
B ANFO




Carga de la columna
qC = 0.5 * 1.36
qC = 0.68 (kg/mts)
Longitud de la carga de fondo (LF)
AL
F B
L *
25
.
1

)
(
21
.
2
77
.
1
*
25
.
1
mts
L
L
F
F


Según el método, la carga de la columna debe ser el 50% de la carga de fondo 1.36(kg7mts).

F
F
FAL L
q
Q *

Cantidad en Kg de carga (QFAL) en la longitud (LF)
).
(
3
21
.
2
*
36
.
1
kg
Q
Q
HF
FAL



Longitud de carga en la columna (Lc)
Taco
L
H
L F
C 


C
c
CAL L
q
Q *

Cantidad en Kg de carga (QCAL) en la longitud (LC)
).
(
46
.
1
5
.
0
21
.
2
17
.
4
mts
L
L
C
C




)
(
1
46
.
1
*
68
.
0
kg
Q
Q
CAL
CAL



 A Perforaciones laterales que quiebran hacia arriba y horizontalmente f = 1.2 S/B = 1.25
 Usaremos cartuchos de 38 mm con q = 1.36 (kg/m) como carga de fondo, C = 0.4, Sanfo = 1.1
).
(
25
.
1
63
.
0
51
.
1
61
.
1
5
mts
B
B
AS
AS





Espacio que se dispone para colocar los auxiliares de salida horizontal y abajo.
TC
zp
AS B
B
AH
Altotunel
B 


 4

Burden Máximo
)
/
(
*
*
*
*
9
.
0 1
max
B
S
f
C
PRP
q
B ANFO

1.42(mts).
Bmax 

25
.
1
*
2
.
1
*
4
.
0
1
.
1
*
36
.
1
*
9
.
0
max
B
Desarrollo:
Donde :
q1 = 1.36(kg/mts)
f = 1.2
S/B = 1.25

Analizamos B = 1.42
C’ =
C + 0.05 B≥1.4(mts)
C + 0.07/B B < 1.4(mts)
Como B =1.42
C’ = C +0.05
C’ = 0.45
Por lo tanto :
).
(
34
.
1
25
.
1
*
2
.
1
*
45
.
0
1
.
1
*
36
.
1
*
9
.
0
)
/
(
*
*
ˆ
*
*
9
.
0
max
max
1
max
mts
B
B
B
S
f
C
PRP
q
B ANFO




Carga de la columna
qC = 0.5 * 1.36
qC = 0.68 (kg/mts)
Longitud de la carga de fondo (LF)
AS
F B
L *
25
.
1

)
(
56
.
1
25
.
1
*
25
.
1
mts
L
L
F
F


Según el metodo, la carga de la columna debe ser el 50% de la carga de fondo
1.36(kg7mts).

F
F
FAS L
q
Q *

Cantidad en Kg de carga (QFAS) en la longitud (LF)
).
(
12
.
2
56
.
1
*
36
.
1
kg
Q
Q
HF
FAS



Longitud de carga en la columna (Lc)
Taco
L
H
L F
C 


C
c
CAS L
q
Q *

Cantidad en Kg de carga (QCAL) en la longitud (LC)
).
(
11
.
2
5
.
0
56
.
1
17
.
4
mts
L
L
C
C




)
(
43
.
1
11
.
2
*
68
.
0
kg
Q
Q
CAS
CAS



5 mts
3.8 mts
DIAGRAMA NO AJUSTADO
EN ACAD

SEGURIDAD EN EL
MANIPULEO DE EXPLOSIVOS

 En el avance de labores mineras horizontales, inclinadas o verticales que se encuentre rocas
incompetentes, se procederá a su sostenimiento inmediato antes de continuar las
perforaciones en el frente de avance, aplicando el principio de “labor avanzada, labor
sostenida”.
 Para el desatado de rocas sueltas en cada labor, como mínimo debe contar con un juegos
de barretillas de diferentes medidas.
 Señalizar con material reflectantes toda labor en interior mina, accesos, cruces de camino,
tuberías, etc.
 Estandarizar en las labores mineras el sostenimiento sistemático que se adecue a las
características de dichas rocas incompetentes.
 Mantener un estándar de la sección y gradiente de las galerías y otras labores para las
instalaciones de los elementos de servicio (agua, aire comprimido, cables eléctricos, ductos
de ventilación) requeridos.
Estándares de las Operaciones Mineras

EXPLOSIVOS
Materiales explosivos son compuestos o mezclas de sustancias
en estado sólido, líquido o gaseoso, que por medio de
reacciones químicas de óxido-reducción, son capaces de
transformarse en un tiempo muy breve, del orden de
una fracción de microsegundo, en
productos gaseosos y condensados,
cuyo volumen inicial se convierte en
una masa gaseosa que llega a alcanzar
muy altas temperaturas y en
consecuencia muy elevadas presiones

Los procesos de reacción
A. Combustión
B. Deflagración
C. Detonación

Características general de los explosivos
• Estabilidad química
• Es la aptitud que el explosivo posee para mantenerse químicamente inalterado
durante un cierto periodo de tiempo.
• Esta estabilidad con la que el explosivo parte de fábrica se mantendrá sin
alteraciones mientras las condiciones de almacenamiento sean adecuadas. Esto
permitiría al usuario tener un producto totalmente seguro y fiable para los
trabajos de voladura.
• Sensibilidad
• Se define la sensibilidad de un explosivo como la mayor o menor facilidad que
tiene un explosivo para ser detonado.
• Otro concepto en los laboratorios, donde se realizan la sensibilidad al detonador,
sensibilidad a la onda explosiva, sensibilidad al choque y sensibilidad al
rozamiento. De estas las dos primeras son deseadas, mientras que las dos últimas
son sensibilidades indeseadas.

Características general de los explosivos
• Velocidad de detonación
• velocidad de detonación es la característica más importante del explosivo.
Cuanto más grande sea la velocidad de detonación del explosivo, tanto
mayor es su potencia.
Potencia explosiva
• La potencia puede definirse como la capacidad de un explosivo para
fragmentar y proyectar la roca.
PE: Presión de explosión
PT: Presión del Taladro
dc: densidad de carguío

RIESGOS EN EL MANIPULEO
DE EXPLOSIVOS

GOLPE O IMPACTO
Ejemplo, con una
herramienta metálica, por
caída de piedras, choque
del vehículo de
transporte, por impacto
con el barreno de
perforación o impacto de
bala.

COMPRESION
Ejemplo, aplastamiento
por un vehículo o un
equipo pesado en
movimiento.
Aplastamiento en las
quijadas de una
chancadora.

FUEGO O LLAMA ABIERTA
Ejemplo, contacto con
la llama de un soplete
de soldar, con el fuego
de un incendio, o
fósforos encendidos.

CALOR
Cuando es excesivo, por
ejemplo, el
calentamiento en un
horno o cerca de estufas
y calderos, en depósitos
herméticamente
cerrados.

CHISPA
Ejemplo, chispas
eléctricas de
cortocircuitos, de
combustión de maderas,
partículas de soldadura
calientes, colillas de
cigarrillos.

FRICCION
Ejemplo, por
rozamiento contra
metal en el vehículo
de transporte, fricción
en una faja
transportadora.

CONTACTO
Ejemplo, contacto casual
con cordón detonante
activado, con cargas
eléctricas de alta
tensión, fuegos
artificiales o cohetes que
impacten a explosivos.

SIMPATIA
La mayoría de los
explosivos reacciona a
distancia por efecto de
la onda de choque de
otro explosivo que ha
detonado, así, un
cartucho de dinamita
puede activar a otro
incluso hasta a mas de
20 cm de distancia al
aire libre (según tipos),
y un fulminante a varios
centímetros.

INDUCCION ELECTRICA
Los fulminantes o detona-
dores (especialmente los
eléctricos) pueden ser
activados por corrientes
eléctricas estáticas presentes
en el ambiente cerca de
motores, transformadores y
líneas eléctricas. También por
caída a cercana de rayos o
relámpagos.

RECOMENDACIONES
PARA EL ALMACENAJE

Almacenamiento
La dinamita u otros explosivos, fulminantes y otros accesorios, se almacenarán en depósitos diferentes y
estarán marcados con carteles gráficos y letreros visibles con la indicación: “Peligro Explosivos”, se
considerará lo siguiente:
 Responsabilidad: se asignará una persona responsable del control físico y de la administración de la
existencia de los explosivos.
 Envases: serán almacenados en sus propios envases. Después de emplearlos, los envases serán
destruidos.
 Altura: un metro ochenta (1.80 m) será la altura máxima de apilamiento. Cuando el apilamiento se haga
desde el suelo, los pisos de los polvorines deberán ser entablados empleándose madera con tratamiento
ignífugo, el almacenamiento podrá hacerse en anaqueles de madera con tratamiento ignífugo y
espaciados según las dimensiones de las cajas.
 Disposición: las cajas o envases de los explosivos encartuchados (dinamitas y/o emulsiones) se
almacenarán mostrando las etiquetas con la característica de contenido, de tal forma que los cartuchos se
encuentren con su eje mayor en posición horizontal y las cajas o envases almacenados mantendrán 0.80
metros de separación con la pared más próxima.

Guarda siempre los explosivos (dinamita,
emulsiones, ANFO y cordón) en un polvorín y los
accesorios de voladura (detonadores, guías y
retardos) en otro.
Antes de recoger detonadores siempre descarga la corriente estática
que puedas tener, tocando la barra de cobre con línea a tierra.

Nunca guardes herramientas ni objetos de metal que
puedan producir chispas en un polvorín.
Nunca almacenes aceite, pintura ni otros combustibles
junto con los explosivos o con el Nitrato de Amonio.

Nunca dejes explosivos
fuera de un polvorín.
Jamás fumes o
enciendas fuego dentro
o alrededor de un
polvorín, ni permitas que
otros lo hagan.

No debes realizar ningún trabajo dentro del polvorín, solo
acomodar los explosivos.
Utiliza solo herramientas que no produzcan chispas para abrir las
cajas.

No despaches explosivos humedecidos, o que muestren liquido
escurrido, que estén muy endurecidos o que muestren otros
signo s de deterioro.
 Separa los explosivos deteriorados para eliminarlos poste-
riormente, pero antes de mover las cajas echa aserrín sobre
el liquido escurrido.

TRANSPORTE DE
EXPLOSIVOS EN LA MINA

Nunca transportes explosivos junto con
fulminantes y otros accesorios de voladura en el
mismo vehiculo.

 No lleves explosivos en los jumbos, scooptrams,
cargadores frontales y otros equipos pesados.

Al cargar o descargar el vehículo,
no arrojes las cajas al suelo.

 Siempre lleva los explosivos en forma separada de los
accesorios manteniendo una distancia prudencial entre
ellos, que deberá ser de 10 metros como mínimo.

 Si transportas
explosivos y
accesorios solo,
haz dos viajes o
mas, primero con
los explosivos, y
después con los
accesorios.

 Jamás fumes ni lleves fósforo o materiales
inflamables cuando transportes explosivos.

RECOMENDACIONES
PARA LA PREPARACION Y
EL DISPARO

Antes de
ingresar al
frente verificar
si hay
presencia de
gases
remanentes
del disparo
anterior.

Desata con
una
barretilla
toda roca
suelta, antes
de perforar.

Se debe terminar la perforación antes de cargar los
taladros.

Si dejas accesorios y
explosivos en el suelo,
deben estar bien
separadas y ser
claramente visibles,
para ello se puede
poner un letrero o
señal para evitar que
puedan ser
aplastadas.

Riega el frente
para lavar el
polvo y ver si
hay tiros
fallados.
Elimina los tiros
fallados con
chorro de agua
o colocándole
una nueva
prima.

Todo explosivo
sobrante debe
ser devuelto al
polvorín.

Por ningún motivo perfores en los huecos de taladros
del disparo anterior, puede haber restos de explosivo
compactado.

1 • Gestión de las operaciones mineras
2
• Uso de explosivos
3 • Perforación y voladura
4
• Transporte, carga, acarreo y descarga
SEGUNDO MODULO

OPERACIONES ANTES DE LA PERFORACION
• Como el frente debe estar disparado hay que Ventilar la labor,
para eliminar los gases de la voladura, desatado de rocas
(desquinchar), limpieza del material disparado, sostenimiento si
es necesario.
• Revisión del frente, para ver si hay tiros fallados, cortados o
quemados, en caso de su existencia, recargar el taladro y
disparar, nunca perforar al lado del taladro o en el mismo
taladro.

TRAZOS DE PERFORACION:
• Es un conjunto de taladros que se perforan en un frente y que
tienen una ubicación, dirección, inclinación y profundidad
determinados. Lo cual presenta numerosas alternativas de
acuerdo al tipo de roca, al equipo de perforación, al tamaño de
la sección a disparar
OBJETIVO DEL TRAZO
Distribuir los taladros
Determinar el orden de la salida de los taladros
Reducir los gastos de perforación y cantidad de explosivo.
Obtener un buen avance.
Mantener el tamaño o la sección de la labor uniforme.

PARTES DEL TRAZO
• CORTE
• AYUDAS
• CUADREADORES
• ALZAS
• ARRASTRES

CORTES O ARRANQUE
• Son aquellos taladros que se ubican en la parte central de la
sección, los cuales tienen la función de aperturar o agregar el
número de caras libres del frente; siendo los taladros
fundamentales para cada voladura, del éxito de la voladura de
los taladros del corte depende el éxito de la voladura del frente;
por lo tanto un buen corte dará lugar a un buen disparo

CARA LIBRE
• Es el lugar hacia el cual se desplaza el material cuando es disparado,
por acción del explosivo. La cara libre en un frente es una sola por ello
la función del corte es abrir otra cara libre, o sea el hueco que forma
el corte lugo del disparo es otra cara libre.
Cara libre

CAUSAS DE FALLA
Carga explosiva insuficiente o dinamita de baja
potencia.
Los taladros perforados muy lejos uno del otro o que no
sean paralelos.
Espacio vacío insuficiente, o sea, cuando no se dejan
suficientes huecos sin cargar, a fin de que la roca
quebrada pueda expandirse

VOLADURA
• Es una operación que consiste en el carguío de los taladros y el encendido de
los mismos, consiguiendo de esta manera la rotura de la roca o mineral de la labor
a volar.
• Para la voladura se requiere los siguientes materiales y accesorios:
• Explosivos
• Fulminantes
• Conectores
• Guía de seguridad
• Fósforos ó Chispa.
• Cuchilla
• Punzón para preparar el cebo
• Atacador
• Mecha rápida
BOMM

MECHA DE SEGURIDAD
• Tiene por objeto transmitir el fuego que le hemos aplicado con el
encendedor o fósforo, hasta el fulminante, a fin de producir la explosión de
este.
• La guía consiste en un cordón continuo en cuyo centro se ubica la pólvora,
protegido por varias capas de diferentes materiales, como papel
impermeabilizante, hilo de algodón, brea, material plástico.
• El objeto de varias capas de protección de la guía es:
•  Asegurar la continuidad de la marcha del fuego, sin que se produzca
cortes o demoras.
•  Evitar que el fuego se comunique a otra guía cuando están pegadas.
• Evitar que escapen chispas por los costados de la mecha.

FULMINANTE SIMPLE
• Es una cápsula cilíndrica de aluminio cerrada en un extremo,
en cuyo interior lleva una cantidad de explosivo muy sensible a
la chispa de la guía y otro de alto poder que puede iniciar a la
dinamita. Se utiliza junto con la mecha, para poder iniciar la
voladura, al explosionar el fulminante el golpe de la explosión
hace que la dinamita con que se cargó el taladro explosione.

CONECTORES
• Llamados cápsulas encendedoras, Es una cápsula de aluminio
parecida al fulminante, es un complemento del cordón de
ignición (mecha rápida), de la cual recibe el calor necesario
para encenderse y activar la mecha de seguridad.

GUIA CEBADA CON CONECTORES
Y FULMUNANTE
Es aquel material preparado que consiste en un fulminante, un trozo de
guía y un conector los cuales hacen un consjunto para poder hacer el
disparo mediante las guías rápidas.

MECHA RAPIDA PARA CHISPEO
• Es un accesorio de voladura denominado también mecha rápida, que está
formado por una masa pirotécnica y dos alambres centrales, una de cobre
y otro de fierro; este conjunto se encuentra cubierto por material plástico,
con la finalidad de impermeabilizarlo y protegerlo en los trabajos rudos,
garantizando su eficiencia en las voladuras.
• Este accesorio se usa junto con los conectores y tiene por objeto eliminar
el chispeo individual del frente y evitar la exposición del operador a los
humos, evitando también la posibilidad de iniciación prematura,
permitiendo al operador poseer el tiempo necesario para retirarse a un
lugar seguro.

Preparación del cartucho cebo
• El método más seguro es el de insertar la guía cebada por un extremo y por el
centro del cartucho de la siguiente forma:
•  Con la palma de ambas manos frotar vigorosamente el cartucho de dinamita.
•  Desarrugar el papel de un extremo del cartucho.
•  Hacer un hueco con el punzón de madera por el centro y a lo largo del cartucho.
•  Insertar en este hueco la guía cebada.
•  Rodear la guía con el papel del cartucho apretando con los dedos.
•  Cuando se va a usar el cebo en lugares muy húmedos, se puede cubrir el
empalme con jabón o grasa gruesa para impermeabilizarla.

Cargado de taladros:
•  Colocar primero un cartucho en el fondo del taladro antes de
colocar el cartucho de cebo, para evitar que el fulminante pueda
detonar durante el atacado o que la guía se malogre al raspar
contra el fondo del taladro, atacar bien.
•  Colocar luego el cartucho “cebo” doblando suavemente la guía
de modo que el extremo libre del fulminante apunte hacia fuera; o
sea, hacia la mayor concentración de carga de explosivos. Si
hubiera demasiada humedad, no se doblará la guía y el
fulminante apuntará hacia dentro del taladro. No se atacará el
cebo por ningún motivo.

EXPLOSIVO ROMPEDOR
(DINAMITA)
EXPLOSIVO INICIADOR
(PRIMARIO)
MASA EXPLOSIVA
FULMINANTE
MECHA DE
SEGURIDAD
ENSAMBLE
SEMEXSA 80
TACO
COLUMNA DE CARGA COMPRIMIDA
efecto de retén

FALLAS: Tiros Soplados:
• Son aquellos que aún cuando han explosionado, no han producido los
efectos de la voladura deseados. Produciéndose en el mejor de los casos
un “bombeo” del taladro. Causas:
•  Algún taladro que debió explosionar antes, no lo hizo.
•  Trazo inapropiado; mucha distancia entre taladros.
•  Carga explosiva del taladro inapropiada.
•  Uso inapropiado de los separadores.
•  Comunicación de dos taladros por la explosión de uno de ellos.
• Presencia de fracturas.

Tiros Cortados
• Son aquellos en los que la carga explosiva del taladro no ha llegado
a explosionar, no obstante que la guía ha llegado a consumirse e
inclusive que haya explotado el fulminante. Las causas son las
siguientes:
•  Mal cargado del taladro, colocándose el cebo muy cerca de la
boca del hueco, de modo que es expulsado con la explosión de los
taladros vecinos.
•  Uso de dinamita no resistente al agua, donde hay mucha
humedad; igualmente, si no se usa guía de agua.
•  Excesiva humedad que pueda penetrar en la unión del fulminante
con guía.
•  Uso de explosivos en mal estado, como la dinamita descompuesta,
o en general explosivos guardados durante mucho tiempo.

Modo de actuar ante tiros cortados
• Es obligación del perforista verificar la existencia de tiros cortado o
no, en caso de haber, disparar los tiros cortados y no investigar la
causa de la falla. Para disparar los tiros cortados hacer los siguiente:
•  Preparar un cartucho cebo nuevo.
•  Colocarlo en contacto con la carga, con el extremo libre del
fulminante apuntando hacia dentro.
•  Efectuar el disparo con la precaución acostumbrada.
•  Si el taladro tuviera dinamita hasta la boca, hacer un hueco con un
punzón de madera y colocar una guía cebada.
•  Si se ha utilizado taco de arcilla, con la ayuda de una manguera de
agua y con mayor presión posible, tratar de sacar el taco o por lo
menos una parte del, preparar un cebo, colocar dentro del taladro y
dispararlo.

En todo trabajo de perforación y voladura en mina subterránea se deberá cumplir con las siguientes reglas de
seguridad:
 Antes de iniciar la perforación se debe ventilar, regar, desatar, limpiar y sostener la labor.
 Revisar el frente para ver si hay tiros cortados o fallados, se debe recargar los taladros y dispararlos tomando todas
las medidas de seguridad; nunca perforar en o al lado de tiros cortados.
 Asegurarse que los elementos de sostenimiento: postes, sombreros, tirantes, blocks, anillados con madera,
entablado, enrejado, pernos de roca, entre otros, no estén removidos por un disparo anterior. Si lo estuviesen,
deberán ser asegurados inmediatamente.
 Es obligatorio el empleo de lubricación y enfriamiento en las perforaciones con sistemas hidroneumáticos o
neumáticos.
 El perforista y su ayudante deben usar todos los equipos de protección necesarios.
 Durante el proceso de perforación, el perforista y su ayudante están en la obligación de verificar constantemente la
existencia de rocas sueltas para eliminarlas.
 Al perforar los taladros que delimitan la excavación, techo y hastíales, deben hacerlo en forma paralela a la
gradiente de la galería, sub-nivel, chimenea y otras labores similares usando una menor cantidad de carga
explosiva para evitar sobre roturas en el contorno final.
Reglas de Seguridad

GRACIAS
POR SU ATENCION
SEGURIDAD TAREA DE TODOS
JJ. Loarte G.

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