6.METODO DE EXCAVACION DE TUNELES PERFORACION Y VOLADURA II
205
Ing. VICTOR TOLENTINO YPARRAGUIRRE Msc. METODOS DE EXCAVACION DE TUNELES PERFORACION Y VOLADURA CURSO METODOS DE EXCAVACION DE TUNELES
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5.METODO DE EXCAVACION DE TUNELES PERFORACION Y VOLADURA II
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Ing. VICTOR TOLENTINO YPARRAGUIRRE Msc.
METODOS DE EXCAVACION DE
TUNELES
PERFORACION Y VOLADURA
CURSO METODOS DE
EXCAVACION DE TUNELES
¡El arte de
excavar túneles
radica en ser capaz de
colocar el sostenimiento
adecuado a la distancia del
frente adecuada¡
METODOS DE EXCAVACIONES SUBTERRANEAS
EXCAVACION CON
PERFORACION Y
VOLADURA
UTILIZACION DE
EXPLOSIVOS
TUNELADORAS
(TBM), ROZADORAS,
MARTILLOS DE
IMPACTO
EXCAVACION
MECANICA
ENERGIA: EN PUNTA DE
MAQUINA, SUPERANDO
RESISTENCIA DE ROCA
MATERIAL A EXCAVAR
(ROCA O SUELO)
ENERGIA: PRESION
DE GASES Y
ENERGIA DE
VIBRCION
Perforación
Topografía
Sostenimiento
Saneo
Carga de Explosivos
Voladura
Ventilación
Carga
METODOS DE EXCAVACION MEDIANTE
PERFORACION Y VOLADURA
CICLO DE EXCAVACION
TRAZADO DEL
DIAGRAMA DE
DISPAROS
PERFORACION
AVANCE DEL
EQUIPO DE
LIMPIEZA AL
FRENTE Y
ELIMINACION DE
ESCOMBROS
CARGA DE
EXPLOSIVOS
INSTALACION DEL
EQUIPO DE
PERFORACION
DISPARO Y
VENTILACION
PERFILADO DE LA
SECCION Y
SOSTENIMIENTO
OPCIONAL
COLOCACION DE
LINEAS
GRADIENTES Y
ALINEAMIENTO
TRAZADO DEL
DIAGRAMA DE UN
NUEVO DISPARO
SISTEMA DE AVANCE CON PERFORACION Y VOLADURA
Es el sistema clásico, que comprende La Perforación – Voladura y Limpieza de escombros, obteniéndose con un trabajo cíclico el avance del frente o frontón de ataque.
La velocidad de avance estará relacionado con las caracteristicas de oposición que ofrezca el Macizo Rocoso, la implementación y acondicionamiento de los equipos que se emplean, la destreza y experiencia de la cuadrilla de trabajadores, y, por último, las condiciones de seguridad o instalaciones que se faciliten para el logro del avance esperado.
El nivel tecnlógico actual ha permitido conseguir avaces espectaculares, como producto de ajustes o condicionamiento de los equipos e instalaciones, pero más bién la calidad del producto terminado DEPENDE FUNDAMENTALMENTE DE LA EXPERIENCIA DE LA CUADRILLA.
MÉTODOS CONSTRUCTIVOS
• Excavación con explosivos:
Perforación
Carga de explosivo
Disparo de la carga
Evacuación de humos y ventilación
Saneo de los hastiales y
bóveda
Carga y transporte de escombro
Replanteo de la nueva tronadura.
VOLADURA
LIMPIEZA
PERFORACION
SECCION TUNEL Y DURACION CICLO DE EXCAVACION
Tamaño Nominal
(anchura por altura) 3.2 x 3.2 5.0 x 5.0 6.75 x 8.75
Sin
refuerzo
Con
refuerzo
Sin
refuerzo
Con
refuerzo
Sin
refuerzo
Con
refuerzo
Número de
perforaciones 41 41 52 52 81 77
Profundidad (m) 3.0 1.8 3.4 3.0 3.6 3.0
Avance por disparo (m) 2.8 1.7 3.2 2.8 3.4 2.8
Perforación (minutos) 90 60 120 90 150 120
Cargío y disparo
(minutos) 60 60 60 60 60 60
Ventilación (minutos) 30 30 30 30 30 30
Limpieza (minutos) 90 75 120 90 140 110
Reforzamiento
(Minutos) 90 120 150
Otros Trabajos (min) 30 30 30 30 30 30
Duración del ciclo
(minutos) 300 340 360 420 410 500
CICLO DE TRABAJO EN LA EXCAVACION
PERFORACION
(0.00-0.16T)
SOSTENIMIENTO
(0.52T)SHOT-
MALLA-PERNOS
SOSTENIMIENTO (0.57T)
SHOT+MALLA+PERNOS+
CERCHA
PERFORACION
(0.00-0. 16T)
VENT.- LIMPIEZA
(0.23-0.30T) CARGA-
VOLADURA
(0.09-0.09T)
16% 9 % 23%
52%
57%
16%
DURACION CICLO DE EXCAVACION METODO NATM (SECCION 10x13m)
Tamaño Nominal
(anchura por altura) ROCA TIPO III ROCA TIPO II ROCA TIPO I
MINIMO MAXIMO MINIMO MAXIMO MINIMO MAXIMO
Número de
perforaciones 100 100 140
Profundidad (m) 0.8 1.5 1.5 2.4 2.4 3.0
Avance por disparo (m) 0.6 1.3 1.3 2.2 2.2 2.8
Perforación (minutos) 150 210 150 200 150 180
Cargío y disparo
(minutos) 90 100 90 100 90 100
Ventilación (minutos) 30 40 30 40 30 40
Limpieza (minutos) 150 200 200 240 240 300
Reforzamiento
(Minutos) 600 690 420 540 400 450
Otros Trabajos (min) 30 30 30 30 30 30
Duración del ciclo
(minutos) 1050
17h30’
1270
21h10’
920
15h20’
1150
19h10’
940
15h40’
1100
18h20’
MEJORAMIENTO DEL CICLO DE EXCAVACION
AUMENTO DE LA
EFICIENCIA DEL
EQUIPO
OPTIMIZACION DEL
TAMAÑO DEL
EQUIPO
CONDICIONES
CONTRACTUALES
ENTRE CONTRATISTA
Y PROPIETARIO
INCENTIVOS MEJORAMIENTO
DE LAS TECNICAS
DE VOLADURA
PERSONAL
EXPERIMENTADO
MECÁNICA DE ROTURA DE ROCAS
PROCESO DE FRACTURACIÓN
La fragmentación de rocas por voladura comprende
a la acción de un explosivo y a la consecuente
respuesta de la masa de roca circundante,
involucrando factores de tiempo, energía
termodinámica, ondas de presión, mecánica de
rocas y otros, en un rápido y complejo mecanismo
de interacción.
PCJ
ONDA DE REFLEXIÓN
ONDA DE REFLEXIÓN Y GASES EN EXPANSIÓN
ENSANCHAMIENTO DEL TALADRO
DIRECCIÓN DE AVANCE DE LA DETONACIÓN
ROCA NO
ALTERADA
ROCA NO ALTERADA
ZR
PCJ: Plano de Chapman Jouget
ZR: Zona de Reacción
FC: Frente de Choque
FC
ROCA COMPRIMIDA
CAIDA DE PRESIÓN INICIAL
PROCESOS DE DETONACIÓN DE UNA CARGA EXPLOSIVA
Este mecanismo aún no está plenamente definido,
existiendo varias teorías que tratan de explicarlo
entre las que mencionamos a:
Teoría de reflexión (ondas de tensión reflejadas
en una cara libre).
Teoría de expansión de gases.
Teoría de ruptura flexural (por expansión de
gases).
MECÁNICA DE ROTURA DE ROCAS
Teoría de torque (torsión) o de
cizallamiento.
Teoría de craterización.
Teoría de energía de los frentes de onda de
compresión y tensión.
Teoría de liberación súbita de cargas.
Teoría de nucleación de fracturas, en fallas
y discontinuidades.
MECÁNICA DE ROTURA DE ROCAS
Una explicación sencilla, comúnmente
aceptada, que resume varios de los
conceptos considerados en estas teorías,
estima que el proceso ocurre en varias
etapas o fases que se desarrollan casi
simultáneamente en un tiempo
extremadamente corto, de pocos
milisegundos, durante el cual ocurre la
completa detonación de una carga
confinada, comprendiendo desde la
fragmentación hasta el total
desplazamiento del material volado.
MECÁNICA DE ROTURA DE ROCAS
Estas etapas son:
1. Detonación del explosivo y generación de la
onda de choque.
2. Transferencia de la onda de choque a la masa
de la roca iniciando su agrietamiento.
3. Generación y expansión de gases a alta
presión y temperatura que provocan la
fracturación y movimiento de la roca.
4. Desplazamiento de la masa de roca triturada
para formar la pila de escombros o detritos.
MECÁNICA DE ROTURA DE ROCAS
La rotura de rocas requiere condiciones
fundamentales como:
1. Confinamiento del explosivo en el taladro.
2. Cara libre.
3. Relación entre diámetro del taladro a
distancia óptima a la cara libre (burden).
5. Condiciones geológicas, parámetros del
taladro y explosivo, para generar el
fisuramiento cilíndrico radial y la consecuente
rotura flexural.
4. Relación burden-altura de banco y
profundidad del taladro.
MECÁNICA DE ROTURA DE ROCAS
Energía
¿Cómo actúa la energía en un taladro de
Voladura?
La energía se calcula mediante técnicas
definidas, basadas en leyes de termodinámica.
Generalmente se expresa en cal/g o cal/cm3; en
base a un patrón.
Energía
La carga explosiva en un taladro es en un
pequeño peso o volumen, en comparación con
el peso o volumen de la roca que será volada.
El explosivo puede superar esta diferencia,
porque se transforma en un gran volumen de
gases calientes, en una fracción de segundo.
Estos gases son los que producen el
desmembramiento y desplazamiento de la roca.
La violenta expansión de estos gases produce;
además, una onda compresiva que se refracta
en la cara libre retornado hacia el taladro como
ondas de tensión que fracturan la roca a su
paso. Esto se define como impacto de la presión
de detonación.
Energía
Por tanto, para utilizar eficientemente los
explosivos la energía contenida en cada uno de
ellos deberá ser cuantificada.
Esto en especial para Voladura Controlada.
3A
3A
3A 3A
DISEÑO DE MALLA
VOLADURA SUBTERRÁNEA
15A 15A
9A
9A
9A
9A
9A
9A
13A 13A 13A
7A 7A 7A 7A
5A 5A
5A 5A
3R
3R
6A 6A
3,0 m
1,5 m
3,5 m
N° Taladros = 40 cargados + 2 de alivio
11A
11A
11A
11A
11A 11A
11A
1R 1R
1A
1A
1A
1A
EJEMPLO
DISTRIBUCIÓN DE ENERGÍA POTENCIAL DE UN EXPLOSIVO
EN ACCIÓN
ENERGÍA ÚTIL DE TRABAJO ENERGÍA NO UTILIZABLE O
PÉRDIDA
EFECTOS SUMADOS DE IMPACTO Y DE PRESIÓN,
QUE PRODUCEN EN LA ROCA LA DEFORMACIÓN
ELÁSTICA Y ROTURA IN SITU
ENERGÍA REMANENTE DE LA EXPANSIÓN
DE GASES
PORCENTAJE UTILIZABLE PARA EL
DESPLAZAMIENTO DE FRAGMENTOS
DENTRO DEL MONTON DE
ESCOMBROS
(EMPUJE Y APILONADO DE LOS
DETRITOS)
TÉRMICA
(CALOR) SÓNICA
(RUIDO)
(BLAST)
LUMINOSA
(LUZ)
VIBRATORIA
(ONDA
SÍSMICA)
PÉRDIDAS AL PONERSE
LOS GASES CON ELEVADA
PRESIÓN EN CONTACTO
CON LA ATMÓSFERA
PÉRDIDA ADICIONAL EN EL
IMPULSO DE PROYECCIÓN
DE FRAGMENTOS
VOLANTES
(FLY ROCKS)
EXPLOSIÓN:
IMPACTO - EXPANSIÓN
ENERGÍA DE LA
ONDA DE CHOQUE
ENERGÍA DE LOS
GASES DE
EXPANSIÓN
VARIABLES
CONTROLABLES
EN LA VOLADURA
PERFORACIÓN
CARGA Y ENCENDIDO GEOLOGÍA
DISPARO TIEMPO PROMEDIO
DEL PROCESO
MENOS DE 2 SEGUNDOS
RESULTADO DEL
DISPARO
VOLADURA PREPARADA
VARIABLES CONTROLABLES EN LA
VOLADURA
PERFORACIÓN
• DIÁMETRO DE TALADRO
• LONGITUD DE TALADRO
• DISTRIBUCIÓN DE TALADROS
(MALLA DE PERFORACIÓN)
• RADIO ESPACIO/ BURDEN
• ANGULARIDAD Y/O PARALELISMO
• SOBREPERFORACIÓN
• LONGITUD DE TACO
• TIPO DE TACO INERTE
• CARAS LIBRES DISPONIBLES
• TIPO DE CORTE O ARRANQUE
• DIRECCIÓN DE SALIDA DE LOS TIROS
• ALTURA DE BANCO
• PROFUNDIDAD DE AVANCE (EN SUBSUELO)
• CONFIGURACIÓN DEL DISPARO
• DIMENSIÓN DE LA VOLADURA
VARIABLES CONTROLABLES EN LA
VOLADURA CARGA Y ENCENDIDO
• TIPO DE EXPLOSIVO
• PROPIEDADES:
* DENSIDAD
* VELOCIDAD
* SENSIBILIDAD
* BRISANCE
* SIMPATÍA, ETC.
• ENERGÍA DISPONIBLE
• MÉTODO DE CARGA Y CEBADO
• ACOPLAMIENTO TALADRO/EXPLOSIVO
• LONGITUD DE COLUMNA EXPLOSIVA • DISTRIBUCIÓN DE CARGA
(A COLUMNA COMPLETA O
CON CARGAS ESPACIADAS)
• FACTOR DE CARGA (kg/m3)
• DISTRIBUCIÓN:
* CARGA DE FONDO
* CARGA DE COLUMNA
(TIPOS Y DENSIDADES)
• SISTEMA DE INICIACIÓN
• SECUENCIA DE ENCENDIDOS
• PROYECCIÓN DE CARAS LIBRES
A FORMAR CON CADA SALIDA
VARIABLES CONTROLABLES EN LA
VOLADURA
GEOLOGÍA
• RESISTENCIA A LA ROTURA
Y PROPIEDADES ELÁSTICAS
DE LA ROCA
• FRECUENCIA SÍSMICA
• DISCONTINUIDADES:
GRADO DE FISURAMIENTO
* DISYUNCION
* CLIVAJE
* FALLAS
* FISURAS
OQUEDADES, CAVERNAS
Y OTRAS.
• CONDICIONES DEL TERRENO
• PRESENCIA DE AGUA
• CONDICIONES DEL CLIMA
• TIPO DE ROCA
RESULTADO DEL DISPARO
EN RENDIMIENTO • SALIDA TOTAL O PARCIAL
DEL DISPARO
• FRAGMENTACIÓN
• DESPLAZAMIENTO Y FORMA
DEL CONO DE ESCOMBROS
• VOLUMEN DEL MATERIAL ROTO
• ESPONJAMIENTO (PARA EL RECOJO
Y RETIRO DE DETRITOS)
• ROTURA HACIA ATRÁS (BACK BREAK)
• SOBRE EXCAVACIÓN
• AVANCE DEL FRENTE
• PROYECCIÓN FRONTAL Y LATERAL
• NIVEL DE PISO (LOMOS)
• ANILLADO, CORNISAS, SUBSUELO, ETC.
EN SEGURIDAD
• PROYECCIÓN DE FRAGMENTOS
(FLY ROCKS)
• TIROS FALLADOS
• GASES REMANENTES
• TECHOS Y CAJAS GOLPEADAS
(POSIBILIDAD DE DESPLOME)
• EXPLOSIVOS Y ACCESORIOS
NO DETONADOS
CAUSAS USUALES DE FALLAS DE DISPAROS
Condiciones
geológicas
adversas
Taladros
con agua
Taladros
perdidos
Cut - offs: cortes
por diversos
motivos:
geología y otros
Errores en el
orden de
encendido de
los retardos
Efecto Canal
(Dead Pressing)
Presión de
muerte, densidad
Confinamient
o insuficiente
Insuficiente
disponibilidad
de energía
Mezcla
explosiva
Cebado
insuficiente
Compatibilidad
del cordón
Antigüedad
de almacenaje
(edad-shelf life)
Errores de
carga del
taladro
CAUSAS
Inapropiada
selección de
tiempos
Dispersión
de retardos
Golpe de agua
(Water Hammer)
Mezcla de
diferentes tipos
o marcas de
detonadores de
retardo
Ejecución del
Plan de disparo
Propagación
Errores de
perforación
Errores de
tiempos
Error con el tipo
de iniciador o
incompatibilidad
METODOS DE EXCAVACION MEDIANTE PERFORACION Y VOLADURA
ESQUEMA DE DISPARO O MALLA DE PERFORACION FRENTE COMPLETO
TAMAÑO DE
EL CORTE
B4
B2
B3
B1
2 2
3
3
3 1
1
3
1
1
1
5
9
7
5
4 4
4
PERFORACION Y VOLADURA
Perforación y voladura forman un
conjunto.
El hueco perforado correctamente no sirve
de nada, si en la fase de voladura este se
carga con explosivos de potencia y
cantidad equivocadas.
Lo mismo ocurre cuando la carga del
explosivo es adecuada pero el taladro en
su profundidad, paralelismo y densidad no
es el correcto.
FACTORES PARA EFECTUAR LA VOLADURA
GEOMECANICA
VOLADURA
FACTOR DE
ENERGIA
METODOS DE
TRABAJO
PLANEAMIENTO
NO SI SI
NO
SI SI
DISEÑO DE VOLADURAS SUBTERRÁNEAS
Las operaciones de voladura superficial presentan
mínimo dos caras libres. Donde los taladros se
perforan paralelamente a la cara frontal de alivio lo que
facilita la salida de los disparos.
En operaciones subterráneas existe solo una cara y la
perforación tiene que ser perpendicular a ella, alineada
con el eje de la excavación, por tanto es muy difícil de
disparar si no se crea el alivio apropiado con taladros
vacíos paralelos a los cargados con explosivo.
Si no se crea el alivio apropiado cuando detonan los
primeros taladros, el resto de la voladura se soplará.
DISEÑO DE VOLADURAS SUBTERRÁNEAS
Una diferencia adicional en las operaciones
subterráneas es el hecho de que los parámetros de
voladura deben adecuarse a un contorno específico.
Esto puede resultar totalmente diferente a las
voladuras masivas o a las operaciones mineras en la
superficie donde el tamaño exacto de cada voladura no
es, normalmente, crítico.
Las voladuras subterráneas comprenden: piques,
chimeneas y túneles horizontales (galerías, rampas y
otras).
DESARROLLO DE UN BANCO ANULAR
TUNELES Y GALERIAS
CONDICIONES FUNDAMENTALES
DE LOS TALADROS
A. Diámetro.
B. Longitud.
C. Rectitud.
D. Estabilidad.
VOLADURAS EN FRENTES
SUBTERRANEOS
Son voladuras con una sola cara libre y que
requieren la creación de una segunda cara
libre, esta es lograda mediante la apertura
del arranque, luego se transformara en una
voladuras de banco anular.
2
1
1
1
2
2 3
3
3 4
4
4 5
5
5
DESARROLLO
DEL BANCO ANULAR
NOMENCLATURA DE TÚNEL
CONTORNO
NÚCLEO
ARRANQUE
c
b
a
B
c
b
a
c
b
a
B
PISO DEL TÚNEL (CRESTA DEL BANCO)
BANCO TÚNEL
SIMPLE
TÚNEL
EN DOS
ETAPAS
MÉTODOS DE CORTE
Los tipos de trazos de perforación para
formar la cara libre ó cavidad, son dos:
1. Cortes con taladros en diagonal o en
angulo
2. Cortes con taladros en paralelo.
CORTES EN DIAGONAL
Estos cortes pueden clasificarse en tres
grupos:
1. Corte en cuña vertical
2. Corte en cuña horizontal
3. corte piramidal.
En los tres casos los taladros están
orientados hacia un eje o punto al fondo
de la galería a perforar.
CORTE EN CUÑA
Horizontal
A A´
A
A´
60°
CORTE EN PIRAMIDE
A A
´
A
A´
CORTE EN ABANICO
A A´
A
A´
CORTE EN PARALELO
Los taladros son perforados paralelamente
Por ejemplo los Jumbos son los equipos mas
adecuados por que cuentan con brazos
articulados que facilitan el alineamiento y dan
precisión en la ubicación de los taladros en el
frente de voladura.
Con maquinas chicas tipo jackleg este
paralelismo depende mucho de la habilidad o
experiencia del perforista
CORTE EN PARALELO
A´ A
A
A´
DISTANCIA ESTIMADA DEL ALIVIO
AL PRIMER TALADRO DE ARRANQUE
B
B = 1,5 a 1,7
de 15 a 30 cm
Donde es el diámetro mayor
TIPOS DE CORTES PARALELOS
Los tipos de cortes mas usando en taladros
paralelos:
• Corte quemado.
• Corte cilíndrico con taladros de alivio.
Presenta diferentes variantes de acuerdo a
la roca y la experiencia lograda.
CORTE EN PARALELO
A A´
A
A´
EJEMPLOS DE CORTE QUEMADO
EJEMPLOS PARA LIMITAR EL EFECTO DE SIMPATIA
ENTRE LOS TALADROS
a b d c
a b c
TRAZOS DE ARRANQUE PARA
TÚNELES
TALADRO
DE ALIVIO
TALADRO
CARGADO
LEYENDA
TRAZOS DE ARRANQUE PARA
TÚNELES II
LEYENDA
TALADRO DE ALIVIO
TALADRO CARGADO
1
2 3
4
5
6 7
8 9
10 11
12
14 15
13
16
17 18 19
FRENTE
CORTE
LONGITUDINAL SALIDA DEL
ARRANQUE
14
15 y 16
10 y 11
4
1
5
1
8 y 9
17
12 y 13
2 y 3
ARRANQUE PARALELO
TEMPORIZACIÓN: EFECTOS DE LA SALIDA
SECUENCIAL
EFECTOS DE LA SALIDA SECUENCIAL POR
RETARDOS EN SUBTERRÁNEO
DIAGRAMA DE LA
CADENCIA DE SALIDA
DE TALADROS EN UN
FRONTÓN DE TÚNEL
MINERO DISPARADO
CON RETARDOS
CORTE DE
ARRANQUE EN
PARALELO
CORTE ANGULAR “V”
FRENTE CORTE
LONGITUDINAL
SALIDA DEL
ARRANQUE
EFECTOS DE LA SALIDA SECUENCIAL POR
RETARDOS EN SUBTERRÁNEO
EJEMPLO DE UN DISEÑO PARA SALIDA SECUENCIAL DE UNA VOLADURA ESPECIAL
EL ARRANQUE POR CORTE QUEMADO SE UBICA AL EXTREMO MAS ALEJADO DEL TRAZO RESPECTO AL MURO. LA SECUENCIA DE SALIDAS RESULTA EN VOLADURA AMORTIGUADA.
Las voladuras en túneles son diferentes a las voladuras
en bancos debido a que se hacen hacia superficie libre
mientras que las voladuras en banco se hacen hacia dos
o más caras libres.
TÚNELES
En las voladuras de bancos hay gran cantidad de alivio
natural dentro de la plantilla el cual resulta de las caras
libres adicionales.
En los túneles, sin embargo, la roca está más confinada y
una segunda cara libre debe ser creada paralela al eje de
los taladros.
La segunda cara libre se produce por un corte en la
frente del túnel que puede ser ya sea un taladro
perforado paralelamente, un corte en V o un corte en
abanico.
Después de que se hace el corte, los taladros auxiliares
se pueden comparar en algunos aspectos los utilizados
en voladuras de bancos.
En general, las voladuras de túneles son de alguna
manera sobrecargadas para producir una fragmentación
más fina ya que los efectos desastrosos del
sobrecargado de los taladros son disminuidos por el
confinamiento dado en el túnel.
Como resultado del confinamiento adicional y la falta de
caras libres desarrolladas, el tiempo entre retardos debe
ser mayor que los de las voladuras de superficie para
permitir el movimiento de la roca y la formación de la cara
libre adicional antes de que disparen los taladros
subsecuentes.
Como resultado del confinamiento adicional y la falta de
caras libres desarrolladas, el tiempo entre retardos debe
ser mayor que los de las voladuras de superficie para
permitir el movimiento de la roca y la formación de la cara
libre adicional antes de que disparen los taladros
subsecuentes.
En las voladuras de túneles, se utilizan generalmente
periodos de retardo largos. Si se utilizan retardos de
milisegundos, se omiten periodos de retardo para permitir
de 75 a 150 milisegundos (como mínimo) entre disparos
de taladros. Este incremento en el tiempo de retardo es
esencial para permitir que las voladuras de túneles
funcionen apropiadamente.
1. Taladros de Piso (arrastres).
2. Taladros Cuadradores (flancos).
3. Taladros de Contorno (alzas al techo).
4. Taladros Auxiliares (horizontales).
5. Taladros Auxiliares (verticales).
6. Taladros de Corte o Arranque.
Se deben discutir un número de diferentes tipos de
taladros cuándo se hacen voladuras en túneles. Esta
figura provee una descripción visual de algunos de los
tipos de taladros que deben ser considerados. Los
taladros pueden ser divididos en las siguientes
categorías:
6 4 4 2 2
5 5
1 1
3 3
TIPOS DE TALADROS USADOS EN TÚNELES
1. Taladros de Piso
(arrastres)
2. Taladros
Cuadradores
(flancos)
3. Taladros de
Contorno
(alzas al techo)
4. Taladros
Auxiliares
(horizontales)
5. Taladros
Auxiliares
(verticales)
6. Taladros de Corte
o Arranque
Los taladros del perímetro del túnel deben tener un
ángulo hacia fuera de manera que se evite que la sección
del túnel cambie a medida que se avanza en la
perforación. Este ángulo recibe el nombre de ángulo de
ajuste. Los ángulos de ajuste comúnmente se definen
como 0.1 m + L x TAN 2°.
ÁNGULO
DE
AJUSTE
Los burden para todas las voladuras de túneles se
calculan y miden al fondo de los taladros. El ángulo de
ajuste debe ser tomado en cuenta cuando se determinan
los burden reales al fondo de los taladros.
ZONA DE DAÑO CON
VOLADURA DE RECORTE
ZONA DE DAÑO SIN
VOLADURA DE RECORTE
ZONA DE
DAÑO
Los taladros del perímetro en la zona de las cajas y el
techo se perforan comúnmente con espaciamientos
cercanos y cargas ligeras.
También pueden detonarse como voladura de recorte
para proveer un contorno que requiera poco esfuerzo
(cargas desacopladas). La siguiente figura muestra la
extensión de las zonas de daño si se utilizan voladuras
de recorte o si se utilizan métodos de voladura de
producción en los perímetros.
El arranque utilizado hoy en día es el corte quemado con
taladro de alivio de mayor diámetro. El término “corte
quemado” se origina de un tipo de voladura donde los
taladros son perforados paralelos uno al otro. Uno o más
taladros llenos y los vacíos fueran del mismo diametro.
Más tarde se descubrió que al utilizar taladros vacíos de
diametro mayor que los cargados, proveía alivio adicional
en la plantilla o malla y reducía la cantidad de taladros
perforados que se necesitaban. Los taladros grandes y
vacíos también permitían un avance adicional por
voladura.
CORTE QUEMADO O DE TALADROS PARALELOS
Toda una variedad de nombres se aplicaron para estos
cortes en paralelo, cuando los taladros de arranque y
alivios son del mismo diámetro se denomina corte
quemado.
Cuando se combina taladros de arranque de menor
diámetro con taladros de alivio de mayor diámetro se
denomina corte paralelo.
AVANCE
POR
VOLADURA
Y LOS
DIÁMETROS
DE LOS
TALADROS
VACÍOS
Los taladros del corte pueden ser ubicados en cualquier
lugar en la cara del túnel. Sin embargo, la posición del
corte o arranque influenciará sobre la proyección de
lanzamiento del material arrancado.
Si los taladros de corte se colocan cerca de la pared, la
plantilla requerirá menos taladros pero la roca
fragmentada no será desplazada tan lejos dentro del
túnel.
El corte se alterna del lado derecho al izquierdo del túnel
para asegurar que no se perforarán las cañas
remanentes de la voladura anterior.
Para poder obtener un buen movimiento hacia delante de
la pila del material, el arranque puede ser colocado en la
mitad del frontón. Ubicándolo hacia la parte inferior, el
lanzamiento será minimizado. Si se requiere de mayor
lanzamiento, los taladros de arranque pueden colocarse
más alto, en el centro del frontón como se muestra.
POSICIONES DE LOS TALADROS DE ARRANQUE
UBICACIÓN DEL ARRANQUE
(a) FLANCOS
(b) TECHO
(c) PISO
(d) PUNTO MEDIO
a a
b
d
c
Los burden de los taladros cargados se seleccionan de
tal manera, que el volumen de roca quebrada por
cualquier taladro no pueda ser mayor al que pueda
ocupar el espacio vacío creado, ya sea por el taladro de
mayor diámetro o por los taladros subsecuentes que
detonen.
DISEÑO DE LOS TALADROS DE CORTE
En este cálculo se debe considerar también el hecho de
cuando la estructura de la roca se rompe entre los
taladros, ésta ocupará un volumen mayor al que tenía en
su estado original.
En otras palabras, se debe considerar el factor de
esponjamiento.
Si los taladros de arranque rompen un volumen mayor
del que puede caber dentro del cráter creado
previamente, el corte se “congela” lo que significa que se
bloquea por la roca que no puede ser expulsada.
Si esto ocurre, el alivio paralelo al eje de los taladros se
pierde y los taladros no podrán romper adecuadamente.
De hecho, éstos empezarán a soplarse fisurando la roca
adyacente pero sin permitir que se produzca la
fragmentación en la última etapa. Por tanto, en el corte
mismo, las distancias deben ser diseñadas y perforadas
con precisión.
El tiempo de retardo debe ser suficientemente lento para
permitir que la roca empiece a ser expulsada del frente
antes de que se disparen los taladros subsecuentes.
Un diseño típico de un corte quemado se da en la figura
mostrada. El diámetro del taladro vacío de alivio se
designa como DH. Si se utiliza más de un taladro vacío,
se debe calcular el diámetro equivalente de un solo
taladro vacío el cual contenga el volumen de todos los
taladros vacíos. Esto se puede hacer utilizando la
siguiente ecuación:
CÁLCULOS PARA LAS DIMENSIONES DEL
CORTE QUEMADO
TALADRO (S) VACÍO (S) (DH)
DH = dH √N donde:
DH = Diámetro equivalente de un solo taladro vacío (mm)
dH = Diámetro de los taladros vacíos (mm)
N = Número de taladros vacíos
DISEÑO GENERAL
DE UN CORTE
QUEMADO
Criterios de acción:
Arranque: Soplar y
formar la
cavidad
inicial.
Núcleo: Triturar y
extraer el
máximo
material.
Contorno: Despegar y
formar el
límite de la
voladura.
ESPACIAMIENTOS DE LOS TALADROS EN UN CORTE QUEMADO
El primer cuadrado
de taladros de
arranque se localiza
a una distancia B1
del centro.
CÁLCULO DE B1 PARA EL CUADRO 1
B1 = 1.5DH
CORTE QUEMADO MOSTRANDO
DIMENSIONES DEL BURDEN TAMAÑO DE EL CORTE
B4
B2
B3 B1 2 2
3
3
3 1
13 11
15 9
7
5
4 4
4
La distancia o radio desde el centro exacto del corte se
llamará R.
R1 = B1
DISTANCIAS DESDE EL
CENTRO HASTA LOS TALADROS DEL CORTE
TAMAÑO DE EL CORTE
R4
R2
R3
R1 2 2
3
3
3 1
13 11
15 9
7
5
4 4
4 4
El valor de Sc
denota el tamaño
del corte o la
distancia entre
taladros dentro
del cuadro.
DISTANCIAS ENTRE TALADROS
DEL CORTE
TAMAÑO DE EL CORTE
2 2
3
3
3
1
13 11
15 9
7
5
4 4
4 4
SC4
SC3 SC2
Sc1 = B1√2
CÁLCULOS SIMPLIFICADOS PARA CORTES QUEMADOS
La profundidad de los taladros, los cuales
romperán hasta un 95% o más de su profundidad
total, puede ser determinada con la siguiente
ecuación:
PROFUNDIDAD DEL TALADRO (H)
PROFUNDIDAD DE AVANCE (L) (ESPERADA)
H = (DH + 16.51 ) / 41.67
donde:
H = Profundidad (m)
DH = Diámetro del taladros (mm)
L = 0.95 H
TALADROS AUXILIARES O DE PRODUCCIÓN
TALADROS DE ARRASTRE AL PISO
B = 0.012( 2 SGe / SGr + 1.5) De
S = 1.1B
T = 0.5B
donde:
S = Espaciamiento
B = Burden (m)
T = Taco (m)
B = 0.012( 2 SGe / SGr + 1.5) De
S = 1.1B
T = 0.2B
TALADROS DE CONTORNO (CUADRADORES Y ALZAS)
TIEMPO DE RETARDO DE LOS TALADROS
Comúnmente detonados con voladura de recorte
con taladros de 0.45 m a 0.6 m entre centros, de
otra manera:
Los taladros de corte se disparan con por lo menos
50 ms entre periodos. Los taladros auxiliares se
retardan con por lo menos 100 ms o con retardos
LD. Los taladros del contorno (con voladura de
recorte) se disparan con el mismo retardo. Los
taladros de piso detonan al último.
B = 0.012( 2 SGe / SGr + 1.5) De
S = 1.1B
T = B
EJEMPLO
Un túnel rectangular con una sección de 8 metros de
altura y 10 metros de ancho va a ser excavado con el
método de corte quemado con taladro grande. El corte
será cercano a la parte central del túnel. El taladro
central vacío será de 102 mm y los taladros cargados
serán de 28 mm de diámetro.
Todos los taladros del corte serán cargados con
emulsión de 1.2 g/cm3. Se tienen disponibles cartuchos
de emulsión de 25, 29 y 32 mm de diámetro. Se utilizará
explosivo de precorte en los cuadradores y el techo, el
espaciamiento de los taladros de recorte será de 0.6 m.
La roca es un granito con una densidad de 2.8 g7cm3. El
taladro de 102 mm se escogió para permitir un avance
de por lo menos 95% en una profundidad de perforación
de 3.8 m. Diseñemos la voladura.
CÁLCULO DE PARÁMETROS INDIVIDUALES:
Llenando la tabla utilizando las fórmulas:
4 5 6
1 2 3
DESARROLLO DE LAS SALIDAS DEL
CORTE PARALELO ESCALONADO
CORTE EN V
El arranque comúnmente
utilizado en trabajos
subterráneas con taladros
perforados en ángulo es el
corte en V. El corte en V
difiere del corte quemado
en que se perforan menos
taladros y se logra un
avance menor por
voladura. El avance por
voladura también está
limitado por el ancho del
túnel. En general, el avance
por voladura se incrementa
con el ancho del túnel. CORTE EN V BÁSICO
CORTE EN V
El ángulo de la V no debe
ser agudo y no debe ser
menor a 60°.
Los ángulos más agudos
requieren cargas con más
energía para la distancia de
burden utilizada. Un corte
consiste, normalmente, de
dos V´s, pero en voladuras
más profundas, un corte
puede consistir de hasta
cuatro.
CORTE EN V BÁSICO
TIEMPO DE
RETARDO
PARA UN
CORTE EN V
Cada cuña en V debe ser disparada en el mismo periodo
de retardo usando detonadores de milisegundos para
garantizar la tolerancia mínima entre cada pierna de la V
al momento del disparo. El tiempo de retardo entre V´s
adyacentes debe ser de por lo menos 75 milisegundos
(mínimo). La distribución básica de las V´s se muestra en
la figura.
El corte en V básico muestra dos burden, el burden al
fondo de los taladros y el burden entre las V´s que es
equivalente a dos veces un burden normal si se utiliza un
ángulo de 60° en el vértice de la V.
En algunos casos, se perfora un taladro adicional
perpendicular al frontón siguiendo la línea de B1, el cual
se denomina “taladro rompedor”.
Este se usa si la fragmentación obtenida con el corte en
V es demasiado grande.
La siguiente figura indica la dimensión necesaria para
perforar un corte en V adecuado. Las dimensiones
especificas necesarias para cada taladro son tres:
Para poder obtener las dimensiones apropiadas,
discutiremos los cálculos para el diseño de un corte en V.
1) La distancia a la cual se coloca la boca del taladro a
partir del centro de la frente,
2) El ángulo con el que penetra el taladro dentro del manto
rocoso y
3) La longitud de cada taladro en particular.
DIMENSIONES EN UN
CORTE EN V
ANGULARIDAD
ESPACIADO
P
R
O
F
U
N
D
II
D
A
D
El burden siempre se mide al fondo del taladro y se
coloca como se muestra en la figura. Se comprende
que este no es el burden real exacto y que los taladros
con ángulos mayores (aquellos que se aproximan a la
V) tienen un burden real menor. Esto sin embargo, se
hace para simplificar el diseño. Cuando se consideran
los errores de perforación y otros factores, la reducción
del burden real es de hecho beneficiosa.
El burden se puede determinar usando la misma
ecuación que se indicó con anterioridad.
1. DETERMINACIÓN DEL BURDEN
DISEÑO DE UN CORTE EN V
B = 0.012( 2 SGe / SGr + 1.5) De
La distancia entre las V´s se muestra en la figura como
B1 y se calcula de la siguiente manera:
2. ESPACIAMIENTO ENTRE TALADROS
(VERTICALMENTE)
El espaciamiento vertical entre V´s es:
B1 = 2B
donde:
B = Burden (m)
B1 = Burden (m)
S = 1.2B
donde:
S = Espaciamiento (m)
B = Burden (m)
El ángulo normal del vértice de la V es de
aproximadamente 60°. Se han utilizado ángulos de
menos de 60º en túneles pequeños y estrechos, sin
embargo, la densidad de carga de explosivo en cada
taladro se debe incrementar.
3. ÁNGULO DE LA V
En general, la profundidad del corte variará de 2B a un
máximo del 50% del ancho del túnel. Los taladros
normalmente no romperán hasta el fondo y se puede
asegurar un avance de entre 90 al 95% de la
profundidad total de los taladros.
4. PROFUNDIDAD DEL CORTE O AVANCE (L)
Los taladros se cargan normalmente hasta un 0.3B -
0.5B de la boca dependiendo de la resistencia de los
materiales a ser volados. Los taladros deben ser
taponado con un taco adecuado para mejorar el
rendimiento.
Se utiliza el mismo procedimiento que en el diseño de
un corte quemado para los taladros de arrastre, los
auxiliares de producción y los de contorno, porque son
paralelos. Al igual que el ángulo de ajuste.
5. LONGITUD DE TACO
6. CARGA DE LOS TALADROS
Es importante que los cebos iniciadores se coloquen
en el fondo de los taladros. La densidad de carga se
puede reducir cerca de la boca del taladro cuando se
utilizan explosivos encartuchados, en lugar de ANFO
cargado neumáticamente. Las reducciones en la
densidad de carga pueden comenzar después de que
1/3 del taladro ha sido cargado con la cantidad
calculada para obtener burden apropiado.
El tiempo de disparo en un corte en V debe ser por lo
menos de 50 ms entre cada V, cuando estas disparan
una detrás de la otra.
El tiempo de disparo debe diseñarse de tal manera que
permita que la roca comience a moverse antes de que
disparen los taladros subsecuentes. Es por esta razón
que los retardos mínimos deben de ser de 75 a 100
ms.
7. TIEMPO DE SALIDAS DEL DISPARO
Los cortes en abanico son
similares en su diseño y
método de operación a los
cortes en V. Ambos deben
crear el alivio al mismo tiempo
que los taladros detonan hacia
la cara libre. No existe alivio
adicional creado por taladros
vacíos como en el caso de los
cortes quemados.
Un corte en abanico clásico se
muestra en la figura. Las
dimensiones se determinan
utilizando los mismos métodos
y formulas de el corte en V.
CORTE EN ABANICO
CORTE EN ABANICO
El método de túnel y banco es una combinación de voladura
subterránea de túnel y una voladura de banco a cielo abierto
para excavaciones de grandes dimensiones.
MÉTODO DE TÚNEL Y BANCO
MÉTODO DE TÚNEL Y BANCO
La sección del túnel
se excava por
delante del banco
para mantener un
piso de trabajo.
Cualquiera de los
cortes y trazo de
voladuras de túnel se
pueden utilizar para
excavar la sección
superior.
Cuando son pequeños túneles se perfora todo el frente o cara, se cargan los agujeros, y se hacen detonar los explosivos.
Con el desarrollo de los taladros de carretilla y de plataforma, aumenta la perforación de grandes túneles con este método.
ATAQUE A TODA LA CARA (FRENTE)
Implica la perforación de la porción superior del túnel antes de perforar la parte inferior
METODO DE TERRAZAS
Puede ser ventajoso perforar un túnel pequeño, llamado
derivador, a través de toda o una porción de la longitud del túnel, antes de excavar todo con el taladro.
METODO DE DERIVADORES
Ej: para un túnel de 3.00x4.5 m = 10√13.5 =36.7 = 37 taladros
CÁLCULOS COLATERALES AL ARRANQUE
NÚMERO DE TALADROS PARA EL FRONTÓN:
Fórmula
empírica: 10√S
donde:
S = área de la sección del frontón
Fórmula
práctica: Nt = P/E + KxS
donde:
Nt = número de taladros
P = perímetro de la sección en m = √(Sx4)
E = distancia entre los taladros de la sección por m2
0.40-0.55 para roca dura, tenaz
0.60-0.65 para roca intermedia, semi dura
0.70-0.75 para roca blanda, frágil
K = dimensión de la sección en m2 – coeficientes:
2.0-2.5 para roca dura
1.5-1.7 para roca intermedia, semi dura
1.0-1.2 para roca blanda
S = área de la sección = A x H( π + 8) / 12
Ejemplo: para la misma dimensión 3x4.5 m
S = 3x4.5(3.14 + 8)/12 = 12.4
Nt =√(13.5x4/0.6) + 1.5x 12.4 = 12.2 + 18.6 = 30 taladros
FÓRMULAS PRÁCTICAS PARA CARGA EXPLOSIVA:
en Kg/m = Ø2 x Pe (exp) x 0.0007854 (Ø en mm)
Kg/m = Ø2 x Pe (exp) x 0.577 (Ø en pulgadas)
También:
Cálculo de carga para pequeño diámetro
Ct = 0.34 x Ø2 x Pe(exp) en lb/pie
Nota:
para el ANFO - densidad de carga a granel 0.80-0.85.
Y EXAMON - densidad de carga con aire comprimido
0.90-1.0.
LONGITUD DEL TALADRO
Se determina por la dimensión de la sección y al
método de arranque, usualmente se consideran:
Para corte cilíndrico o paralelo L = 0.5√S
Para corte en cuña L = √S / 2 , o menos
CALIDAD DE PERFORACION
ELEMENTO ESENCIAL EN EL DISPARO
CALIDAD DE LA PERFORACION
INFLUYE EN UN 75 % EN LA
VOLADURA
HECHO UN DISEÑO DE
PERFORACION, SE COMETE
ALGUNOS ERRORES COMO:
Error de Replanteo.
Error de Inclinación y Dirección.
Error de Desviación.
Error de Profundidad.
Taladros Estrechos, Perdidos u
Omitidos.
5 4
3
2
1
ERRORES PERFORACIÓN
• HUECO DE ALIVIO DE DIÁMETRO MUY PEQUEÑO
• DESVIACIONES EN EL PARALELISMO
AVANCE
CALIDAD DE LA PERFORACION
RESULTADOS DE UNA MALA CALIDAD DE
PERFORACION
MALA FRAGMENTACIÓN.
INADECUADO RENDIMIENTO DEL EXPLOSIVO.
SOBRE EXCAVACIONES.
VOLADURA FALLADA.
FORMACION DE CALLOS O PECHOS
ENVOLVENTE DE DAÑO
1.3 m
1.3 m
Envolvente de Daño (10-15 cm)
Sobreexcavacion
Arranque
0,79
0,79
0,99
0,71
0,69
0,88
0,84
1,14
0,79
PRE - DISPARO 1 ROCA1
0,77
0,74
0,81
0,59 0,57
0,72
0,81
0,77
0,57
0,15
0,20
0,50
CALLO
Sobrexcavacion
POS - DISPARO 1 ROCA 1
-2.0
-1.5
-1.0
-0.5
0.0
0.5
1.0
1.5
2.0
2.5
-2.5 -2.0 -1.5 -1.0 -0.5 0.0 0.5 1.0 1.5 2.0 2.5
Collar Perforación Fondo Perforación Desviación
CALIDAD DE LA
PERFORACION
PRE - DISPARO 2 ROCA1
POS - DISPARO 2 ROCA 1
CALIDAD DE LA
PERFORACION 1
1 2
3
3
3
3
4 4
4 4
2
0,74
0,64
0,52
0,71 0,88
0,76
0,54
0,61
0,79
4
10
10
10
10 10 10 10
10
10
10
7
7
7
7
7
7
10
7
6
6
5
11 11 11 11 11 12 12
8
8 8
8 5 5
0,49
0,58
0,81
0,86
0,82
0,93
0,47
0,63
0,93
0,22
0,12
0,10
0,13
0,18
0,65
Callos
-2.0
-1.5
-1.0
-0.5
0.0
0.5
1.0
1.5
2.0
2.5
-2.5 -2.0 -1.5 -1.0 -0.5 0.0 0.5 1.0 1.5 2.0 2.5
Collar Perforación Fondo Perforación Desviación
FACTORES QUE INFLUYEN EL
RENDIMIENTO DE VOLADURAS
CONTROL DE CALIDAD.
COMUNICACIÓN.
RENDIMIENTO OPTIMO DE LOS
EXPLOSIVOS.
INDICES DE VOLADURA.
CALIDAD DE LAS ROCAS.
SEGURIDAD.
EVALUACIÓN DE RESULTADOS.
• ESPACIAMIENTOS IRREGULARES ENTRE TALADROS
• IRREGULAR LONGITUD DE LOS TALADROS
AVANCE
ERRORES PERFORACIÓN
• INTERSECCIÓN ENTRE TALADROS AVANCE
SOBRECARGA
SIN CARGA
• SOBRECARGA (EXCESIVA DENSIDAD DE CARGA)
SOBRECARGA
ERRORES PERFORACIÓN
EVALUACIÓN DEL DISPARO:
El desplazamiento del material toma más tiempo que la
rotura y fragmentación. Está en función directa con la
energía de los gases en explosión, aunque los gases se
hayan ya expandido a determinada extensión del
espacio circundante.
En teoría el desplazamiento del centro de gravedad es:
DESPLAZAMIENTO DE LA ROCA
L = 1 /3 √(2 ( (100+α)/100 ) B x H / tgψ) - B / 2
donde α % es el incremento en volumen y el material
disparado se ha posado a un ángulo de ψ.
H
V
(1+α)V
G1
G2
r
ψ
B = BURDEN
α= Porcentaje de incremento en volumen de roca desplazada debido a la fragmentación
Ψ= Ángulo de reposo del material disparado (muck pile)
G1= Centro de gravedad de la fuga IN-SITU
G2= Centro de gravedad del material desplazado (muck pile o pila de escombros)
DESPLAZAMIENTO DE LA
ROCA VOLADA POR UN
DISPARO DEFINIDO POR EL
MOVIMIENTO DE SU
CENTRO DE GRAVEDAD
En la práctica, todo lo que se requiere del explosivo es
que desplace a la roca unos metros por segundo y por
consiguiente ésta fase demora aproximadamente un
segundo.
El movimiento puede sin embargo demorar más tiempo,
pero eso es un efecto de la gravedad y no del explosivo
(a no ser que el disparo sea intencionalmente
sobrecargado para incrementar la proyección del
material arrancado, cosa que se aplica por ejemplo en
la voladura de desbroce (CAST BLASTING).
Aplicada para desencapar mantos de carbón en open
pits, proyectando el material mas allá del pie banco.
Consideraciones similares se aplican a los disparos de
frontones y tajeos subterráneos.
Selección de explosivo:
La mejor forma de comparar explosivo es midiendo en
capacidad de fragmentación para cada tipo de roca bajo
distintos métodos de carga y voladura, lo que es muy
lento y tiene un costo prohibitivo.
En la práctica se utilizan correlaciones empíricas de
ciertos parámetros de los explosivos como la relación de
potencia en peso, propuesta por Langefors.
S = 5 x Q / 6 x Q0 + 1 x V / 6 x V0
donde Q = calor desarrollado
V = volumen de gases generados por 1 Kg de explosivo
El subíndice 0 representa las características de un
explosivo patrón o de referencia (generalmente ANFO o
gelatina amoniacal 60%)
EFICIENCIA DEL EXPLOSIVO
Término de rendimiento de los explosivos para la
creación de una red de fracturas.
ETP = (0.36 + ρe)(VOD2/(1 + VOD2 / VR2 – D / VR) (1/R) (EM / ET) ρe
donde
ETP = Término de rendimiento o eficiencia del explosivo
ρ e = densidad del explosivo (g/cm2)
VR = velocidad del sonido en la roca (Km/seg)
VOD = velocidad de detonación (Km/seg)
R = radio de desacoplamiento = volumen del taladro/volumen del explosivo
E = máximo trabajo de expansión del explosivo calculado en Kcal/g donde:
EM = valor no idea
ET = teórico
(Ref. Blasting Analisis International BAI)
VELOCIDAD SÓNICA DE LA ROCA (frecuencia sísmica)
La velocidad sónica de la roca es una función del modulo
de Young (una medición de la elasticidad del material),
radio de Poisson (una medida de la fragilidad del
material) y densidad (medida de la masa por unidad de
volumen)
VP = √(E (1 + r)/ Q (1 – 2r)(1 + r))
donde:
VP = velocidad sónica de la roca
E = módulo de Young
Q = densidad de la roca
r = radio de Poisson
El ETP (Explosive Perfomance Term) indica que la
fragmentación no es controlada por una simple propiedad
como es la energía, pero si por una combinación de
energía del explosivo, velocidad de detonación,
densidad, grado de desacoplamiento entre el explosivo y
la pared de taladro, volumen del explosivo a volumen de
taladro, velocidad de la onda sónica (onda sísmica) y la
geometría del disparo.
Punto de inicio
de la detonación
autosostenida
Punto de inicio
de la detonación
Iniciación de ANFO con detonador
simple solo.
(No deseable).
CARGA DE EXPLOSIVO DE BAJA SENSIBILIDAD (ANFOS)
IMPORTANCIA DEL RANGO DE INICIACIÓN
Iniciación de ANFO con detonador
reforzado o mini primer.
(Poco efectivo).
Iniciación de ANFO con cebo de
menor diámetro que el del taladro.
(Adecuado).
Iniciación de ANFO con cebo de
igual diámetro que el del taladro.
(Óptimo).
CARGA: EXPLOSIVOS DE BAJA SENSIBILIDAD EN
PEQUEÑO DIÁMETRO
• CARGA Y CEBO ADECUADOS
TACO CARGA CEBO
DETONADOR
ACOPLADA (ATACADA)
RESULTADO: DETONACIÓN COMPLETA
RETENCIÓN
ARRANQUE ÓPTIMO
VELOCIDAD DE REGIMEN INMEDIATA
ELEVADA PRESIÓN DE TRABAJO
RESULTADO: DEFLAGRACIÓN
(1)
SOPLADO Y CRATERIZACIÓN
ARRANQUE DÉBIL
VELOCIDAD DE REGIMEN TRANSICIONAL
BAJA PRESIÓN DE TRABAJO
CARGA: EXPLOSIVOS DE BAJA SENSIBILIDAD EN
PEQUEÑO DIÁMETRO
• CARGA Y CEBO INADECUADOS
(1) CARGA EXCESIVA
(2) CARGA MUY CORTA, DESACOPLADA O SUELTA
CARGA Y CEBO INADECUADOS
(2)
SOPLO Y ANILLADO
BAJA PRESIÓN DE TRABAJO
CARGA MUY CORTA
(3)
EFECTO CANAL (GASES ACELERADOS)
EXPLOSIVO QUE NO DETONA
TIRO FALLADO, TOTAL O PARCIALMENTE
CARGA: EXPLOSIVOS DE BAJA SENSIBILIDAD EN
PEQUEÑO DIÁMETRO
Voladura
Controlada
CORTESIA
CURSO METODOS DE
EXCAVACION DE TUNELES
Por el grado de fisuramiento:
Apretado Abierto
Inestabilidad con caída
de cuñas o bancos
Estabilidad por mayor
amarre
Efectos del diaclasamiento de la roca en la
voladura convencional de túneles y
galerías de minas
Por estratificación o bandeamiento:
Inclinado Horizontal
Inestabilidad por presión
lateral
Inestabilidad por tensión:
Desplome de planchones
Efectos del diaclasamiento de la roca en la
voladura convencional de túneles y
galerías de minas
Además de la influencia de la estructura
geológica sobre el perfil final de las
excavaciones, existen factores que provocan
sobreexcavación y caída de rocas
Mal dimensionado de las áreas a excavar.
Voladura sobrecargada.
Diseño de malla inapropiada a la condición de
la roca.
Inapropiada selección del explosivo, según el
tipo y condición de la roca.
Con Voladura Convencional
Aproximadamente 1,5 m de influencia
Daños
después
del
disparo
Consecuencias
Fragmentación irregular : Excavabilidad y
acarreo
lentos (ciclo
de carga
deficiente).
Bolonería excesiva : Voladura
secundaria
(riesgo y
costo
negativo).
Consecuencias
Dilución del mineral : Pérdida de valor
económico.
Sobre excavación : Sostenimiento
adicional
(elementos e
instalación).
Proceso metalúrgica : Sobrecosto de
chancado y
conminución
(consumo
de energía y
chaquetas).
Empleo de Voladura Controlada o Amortiguada:
Principio: Reducción del factor de acoplamiento
perimetral para limitar la sobrerotura y costos
de sostenimiento posterior al disparo.
Medidas de solución
Empleo de cargas explosivas lineares de baja
energía.
Taladros muy cercanos entre sí, de acuerdo a la
condición del terreno y al perfil que se desea
obtener.
Disparo simultáneo de todos los taladros para
crear una grieta o plano de rotura continuo.
Influencia entre 0,20 y 0,50 m
Con Voladura Controlada
Estabilidad
después
del
disparo
Teoría del método
En voladura convencional el taladro rompe por
fisuramiento radial.
En voladura controlada se debe eliminar la
rotura radial, a favor de una rotura planar.
Para ello, dos cargas cercanas se disparan
simultáneamente, produciendo una grieta de
tensión que determina el plano de corte.
En esta grieta se infiltran los gases de explosión
con efecto de cuña, expandiéndola hasta
provocar la ruptura.
Esta ruptura se extiende de taladro a taladro
hasta provocar el corte planar periférico.
Diferencias entre Voladura Convencional
y Voladura Controlada
Relación de:
espaciamiento a burden:
E = (1,3 a 1,5) B.
Uso de taco inerte
compactado.
Máximo acoplamiento
Columna explosiva:
2/3 de la longitud del
taladro.
Taco inerte sólo para
mantener al explosivo
dentro del taladro, no
para confinarlo.
Menor espaciamiento
que burden:
E = (0,5 a 0,8) B.
Desacoplamiento:
Explosivo de menor
diámetro que el taladro.
Carga explosiva lineal
distribuida a todo lo
largo del taladro.
Empleo de explosivo
de baja velocidad y
brisance.
Disparo de todos los
taladros siguiendo un
orden de salida
secuencial, espaciados
en tiempo de acuerdo al
diseño programado.
Disparo simultáneo de
todos los taladros de la
línea de corte, sin
retardos entre sí.
Empleo de explosivo
con el mayor brisance y
empuje dentro de la
relación energía/costo.
Diferencias entre Voladura Convencional
y Voladura Controlada
Ventajas
Produce superficies de roca lisas y estables,
reduce la vibración y disminuye el
agrietamiento en la roca remanente.
Es una alternativa para la explotación de
estructuras débiles e inestables.
Desventajas
Costo relativamente mayor que la voladura
convencional por el mayor tiempo de
preparación en perforación y carguío.
En material detrítico incompetente o deleznable
puede no llegar a dar buen resultado.
Consideraciones Importantes
La precisión de la perforación es fundamental,
tanto por el alineamiento como por el
paralelismo de los taladros.
Se requiere una carga de fondo o cebo con
factor de acoplamiento cercano al 100%.
El espaciamiento entre taladros en una
voladura controlada depende del tipo de roca y
diámetro de la perforación.
Por lo general se puede partir de un valor de:
B/E = 1 ó B/E = 1,5
Ejemplo: para taladros de contorno con
diámetros de perforación entre 32 y 51 mm se
recomienda la siguiente tabla práctica:
Diámetro de
taladro
(mm)
Diámetro de
explosivo
(mm)
Carga
lineal
(kg/m)
Espaciamiento
(m)
Burden
(m)
32 17 0,220 0,40 a 0,60 0,55 a 0,75
51 25 0,500 0,65 a 0,90 0,80 a 1,20
Control de Carga Lineal
1. Taladro con carga convencional, con
explosivo de baja potencia (EXADIT) sin atacar
y con taco.
Carguío continuo de cartuchos de baja
potencia y de diámetro pequeño.
Esquema de carga para
Voladura Controlada
Cartuchos de Exadit
Sección del taladro:
Cebo
2. Esquema del carguío en taladros periférico
con cartuchos de dinamita espaciada con
material inerte o aire libre y con cordón
detonante a lo largo del taladro.
Esquema de carga para
Voladura Controlada
Sección del taladro:
Espaciadores inertes
Taco inerte
Cordón detonante
Cebo
3. Cartuchos convencionales fijados a distancias
determinadas sobre una media caña.
Ejemplo: diámetro del cartucho de 22 a 38 mm,
diámetro del taladro de 50 a 75 mm y con
cordón detonante axial.
Esquema de carga para
Voladura Controlada
Sección del taladro:
Espacios vacíos
Taco inerte
Media caña o
Carrizo cortado
Cebo
4. Taladro con explosivo especial para voladura
controlada (EXSACORTE), en tubos rígidos de
plástico acoplables, centrados en el taladro de
mayor diámetro mediante plumas o rosetas.
Esquema de carga para
Voladura Controlada
Sección del taladro:
Taco inerte
Cebo
Exsacorte
5. Taladro cargado con SOLANFO y con cordón
detonante de bajo gramaje amarrado al
cartucho cebo e iniciado con detonador no
eléctrico (Trim Blasting).
El cordón detonante axial a lo largo de toda la
columna de Solanfo, pero sin sobresalir de la
boca del taladro.
Esquema de carga para
Voladura Controlada
Taco inerte
Solanfo Cebo
Sección del taladro:
Evaluación
de
Resultados
en la
Voladura Controlada
Perfil
de
excavación
Falla
• Ninguna.
Motivo
• Ninguna.
Solución
• Ninguna.
Perfil
de
excavación
Falla
• Sobre-
excavación
general.
Motivo
• Sobrecarga.
• Fila anterior de
taladros
sobrecargados.
Solución • Disminuir carga.
• Aumentar el espaciado.
• Distanciar fila anterior.
• Aumentar tiempo de
retardo entre filas de
voladura primaria.
Perfil
De
excavación
Falla
• Sobre-
excavación
alrededor de
los taladros.
Motivo
• La presión de tala-
dro es superior a
la resistencia diná-
mica a compresión
de la roca.
Solución
• Disminuir la
densidad lineal de
carga y aumentar el
desacoplado.
Vista que muestra el daño que sufren las paredes de
los taladros y el efecto de perturbación del entorno.
Sobre excavación alrededor del taladro.
Perfil
De
excavación
Falla
• Roca sobre-
saliente entre
los taladros.
Motivo
• Espaciado
excesivo entre
taladros.
Solución
• Reducir el
espaciado entre
taladros.
• Aumentar ligera-
mente la carga.
Carguío de frente con el uso de explosivos muy
potentes con espaciadores
Taco
Inerte
Espaciador Cebo
Acercamiento del carguío de las alzas
Alternativa de Carguío
3,35 m
0,70 m 2,60 m
Taco
inerte
Cartuchos de
Exadit Espaciador Cebo
Esquema de Carguío
3,35 m
2,35 m 1,00 m
Cebo Carga
de columna
Cuello
sin cargar
Carga sólo al fondo
Vista que muestra el daño en la roca ocasionado por la
concentración de la masa explosiva en el fondo del
taladro.
Alternativas de carguío para
solución de problemas
Taco
inerte Cartuchos de dinamita Exadit cargados en forma
continua
Cebo
Taco
inerte
Cartuchos de
Exadit Espaciador Cebo
Vista que muestra la caña del taladro, producto de una
voladura donde la masa explosiva fue bien distribuida.
¿CÓMO APROVECHAR
MEJOR LA ENERGIA DE LA
MASA EXPLOSIVA
EN EL TALADRO?
-Cebado eficiente
-Confinamiento (Acoplamiento y taco)
-Distancia entre taladros (Rotura Radial)
-Secuencia de Salidas
CEBADO DE LA DINAMITA
En principio el cebo debe tener la suficiente
energía como para poder garantizar el completo
inicio de la carga explosiva a su mayor régimen de
velocidad (VOD) y poder mantenerlo así en todo el
taladro.
Esto garantiza la correcta sensibilidad y simpatía
para que el taladro salga completamente con rotura
radial.
Para esto es importante la orientación del
fulminante.
DETONACIÓN
DIRECTA
DETONACIÓN
INDIRECTA
Carga Explosiva
METODO PLANCHA
DE PLOMO
Carga Explosiva
DETONACIÓN
DIRECTA
DETONACIÓN
INDIRECTA
NUEVO MÉTODO AUSTRIACO DE DISEÑO Y CONSTRUCCIÓN DE TÚNELES (NATM)
CURSO METODOS DE
EXCAVACION DE TUNELES
NUEVO MÉTODO AUSTRIACO DE DISEÑO Y
CONSTRUCCIÓN DE TÚNELES (NATM)
Se basa en la integración del terreno que rodea a la excavación
en el anillo estructural autoportante formado entorno a la cavidad,
de forma que el terreno forma parte integrante en él.
Dicho método pretende relajar el estado tensional del macizo
rocoso entorno al túnel, permitiendo su deformación hasta un
punto de equilibrio en que el sostenimiento controla dicha
deformación, anclando éste al propio terreno.
Esto se consigue mediante técnicas de auscultación y medida de
convergencias, para controlar las deformaciones en todo
momento y evitar que estas sean excesivas, por lo que se puede
realizar el túnel con un costo mínimo y una máxima seguridad.
Se debe dejar al macizo rocoso deformarse de manera que
forme su propio soporte estructural reduciendo así, los costes
de excavación y sostenimiento.
¿CÓMO SE ORIGINÓ EL MÉTODO NATM?
En 1964 L. Rabcewicz por primera vez empleó el termino NATM, refiriéndose a
conceptos básicos de la práctica de construcción de túneles, con ideas obtenidas de su
trabajo como ingeniero militar en el Ejercito Alemán, construyendo bunkers en el frente
ruso (Patente austriaca 165.573).
Declaración Oficial del Término NATM
En 1980 el Comité Nacional Austríaco de Túneles proclamó oficialmente
una “Definición del NATM”.
NATM según RABCEVICZ:
Aplicación inmediata de un “sostenimiento primario” (revestimiento delgado –
semirígido de HP y pernos) después de la excavación, para que el macizo sufra poca
descompresión.
El “sostenimiento primario o inmediato” se diseña para alcanzar el equilibrio
permanente, alcanzándose un estado secundario de tensiones en el macizo que es
“estable”.
El “sostenimiento primario” se compone básicamente de una combinación óptima y
ajustada a las condiciones imperantes de los siguientes elementos de fortificación:
“pernos”, “hormigón proyectado”, “malla metálica”, “marcos metálicos”, “elementos de
fortificación anticipados en el frente”, etc.
Para garantizar la seguridad de la cavidad y el buen funcionamiento de los
elementos de fortificación se requiere de un monitoreo sistemático.
Se impone, como primer paso en este sentido, el monitoreo de deformaciones o
convergencias de la cavidad.
¿CONTROVERSIAS DEL MÉTODO NATM?
Para muchos (contratistas) cualquier túnel en el que se utilizan
hormigón proyectado y bulones, dimensionados a la baja
• Para otros (eruditos) un sistema de ecuaciones que relaciona
las tensiones y deformaciones de sostenimiento y terreno,
ecuaciones “fáciles”, que pueden resumirse en dos curvas
“características”.
• Para otros (austriacos y asimilados) un método específico que
solo pueden usar con éxito ciertos conocedores con mucha
experiencia (ellos).
• Para otros (ignorantes) un sistema basado en la simple cuenta
de la clasificación geomecánica RMR.
En la práctica, el Nuevo Método Austriaco de Construcción
de Túneles fue caracterizado básicamente por el empleo del
hormigón proyectado como soporte primario
¿CONTROVERSIAS DEL MÉTODO NATM?
Consolidación de las ideas y conceptos iniciales (Müller y
otros):
Utilización de la propia roca como elemento resistente.
Reducción de los daños en el macizo a través del empleo de un
sistema de voladura controlada.
Instalación de un sostenimiento primario flexible, que sea capaz
de otorgar el confinamiento necesario y proteger a la roca de la
meteorización, descomposición y descohesión.
Instalación del sostenimiento en cantidad y oportunidad
adecuadas para cada tipo de macizo – surge el concepto de
“clasificación geotécnica del macizo”.
Necesidad de control sistemático del comportamiento del macizo
y del sostenimiento para comprobar su eficacia y la necesidad de
refuerzo (ajuste) – monitoreo de convergencias.
Instalación de un revestimiento secundario o definitivo para lograr
estabilidad y durabilidad a largo plazo; instalación diferida,
cuando las deformaciones están estabilizadas.
NUEVO MÉTODO AUSTRIACO DE
DISEÑO Y CONSTRUCCIÓN DE TÚNELES
(NATM)
Los principios generales del método son:
• Excavación cuidadosa del terreno
• Elección de la sección según características geomecánicas
• Sistema de ejecución adaptado a las condiciones del terreno
• Auscultación
NUEVO MÉTODO AUSTRIACO DE DISEÑO Y
CONSTRUCCIÓN DE TÚNELES (NATM)
Justificación de la bases del Método: En la Figura se observa la curva característica del túnel
correspondiente a una determinada litología (CC), así como
la curva correspondiente al sostenimiento (también conocida
como curva de confinamiento). Ambas curvas se intersecan
en el punto de equilibrio entre túnel y sostenimiento, cuando
se alcancen la presión y desplazamientos (Peq, Ueq)
comunes a las dos curvas CC y CF.
La distancia ud, hace referencia a la distancia al frente de la
excavación del sostenimiento colocado, e indirectamente, a
la deformación transcurrida antes de colocar el mencionado
sostenimiento.
¿CÓMO SE ORIGINÓ EL MÉTODO NATM?
En 1964 Rabcewicz por primera vez
empleó el termino NATM, refiriéndose
a conceptos básicos de la práctica de
construcción de túneles
En la práctica, el Nuevo Método
Austriaco de Construcción de
Túneles fue caracterizado
básicamente por el empleo del
hormigón proyectado como soporte
primario
NUEVO MÉTODO AUSTRIACO DE DISEÑO Y
CONSTRUCCIÓN DE TÚNELES (NATM)
Justificación de la bases del Método:
Luego se deberá de ir controlando la convergencia del túnel a medida que avanza la
excavación, representando la curva de los desplazamientos en función del tiempo
(convergencia) y controlando si tiende al equilibrio (asíntota). En el momento
adecuado, colocaremos nuestro sostenimiento, cuyo comportamiento será conocido
de antemano, y por tanto sabremos hasta dónde se deformará como máximo el túnel.
Si durante las tareas de seguimiento de la convergencia observamos anomalías en las
tendencias que cabía esperar (deterioro del arco autoportante), habría que actuar en
consecuencia.
Por ejemplo, si el túnel se cierra rápidamente, es decir, si los desplazamientos se hacen
muy grandes, indicando altas deformaciones, entonces debemos colocar el
sostenimiento lo antes posible para evitar el colapso del túnel.
Debemos tener en cuenta, que todo este proceso vendrá determinado por las
características geomecánicas del macizo, esto quiere decir, que en rocas de muy
mala calidad, por ejemplo, los avances serán muy cortos y el sostenimiento habrá
de colocarse lo más rápidamente posible; mientras que en rocas con índices de
calidad medios, los avances serán más espaciados y se nos permitirá colocar el
sostenimiento más tarde (dejaremos que la roca entorno al túnel se deforme hasta un
cierto punto).
NUEVO MÉTODO AUSTRIACO DE DISEÑO Y
CONSTRUCCIÓN DE TÚNELES (NATM)
Justificación de la bases del Método:
Por este motivo, el nuevo método austriaco, aprovecha el
comportamiento del macizo rocoso, haciendo que la propia
roca contribuya a la estabilidad del túnel, al dejar que ésta se
deforme hasta un punto adecuado, en que el
sostenimiento que requerirá no habrá de soportar
tensiones tan elevadas y hará que éste resulte más
económico. Además, podremos colocar los diferentes
sistemas de sostenimiento a una cierta distancia del frente con
lo que se mejorará la seguridad de los operarios que allí
trabajen.
Los distintos tipos de sostenimiento actúan conjuntamente al ir
alcanzando las deformaciones establecidas, lo que nos permite
jugar con el punto de equilibrio y con la presión de
confinamiento que deberá soportar el sostenimiento.
NUEVO MÉTODO AUSTRIACO DE DISEÑO Y
CONSTRUCCIÓN DE TÚNELES (NATM)
Diversos Nombres denomados NATM
• NATM Nuevo Método Austriaco de construcción
de Túneles (New Austrian Tunneling Method)
L. Von Rabcewicz, Salzburgo, 1962)
• Método convergencia-confinamiento (Francia)
• SCL Túneles construidos con gunita
(Sprayed Concrete Lined Tunnels) (ICE, 1996)
• SEM Túneles con excavación secuencial
(Sequencial Excavation Method)
• NMT Método noruego de túneles
(Norwegian Method of Tunneling)
• Diversos nombres en Japón (CDM, UHVS)
EL ANTERIOR MÉTODO AUSTRIACO DE CONSTRUCCIÓN DE TÚNELES
CONCEPTOS INHERENTES DEL MÉTODO
Los conceptos inherentes al método nacieron en forma empírico analítica durante
la construcción de túneles en macizos rocosos de los Alpes.
La resistencia mecánica del subsuelo alrededor de la cavidad debe ser movilizada
deliberadamente hasta el máximo grado posible o admisible
El subsuelo puede/debe ser partícipe
en la función portante de la cavidad
La participación se logra permitiendo
que el subsuelo se deforme
Se activa la resistencia al corte
Para aumentar la función portante
del suelo, debe proveerse a éste
un confinamiento radial
Surge la necesidad de instalación de soporte: Hormigón lanzado + pernos
CONCEPTO DE METODOLOGÍA DE ESTABILIZACIÓN
Junto con la excavación se instala el soporte primario – hormigón lanzado + marcos
+ pernos - que es flexible para permitir la deformación del macizo y que, a medida
que se deforma, confiere confinamiento a éste, logrando la estabilización con
participación prioritaria en la acción portante por parte del macizo.
La movilización de la resistencia mecánica del subsuelo se logra permitiendo
que el subsuelo se deforme.
FACTORES GEOLOGICOS GEOTECNICOS
DEFINEN NATM ?
• En suelos la deformación del (Romero, 2002) terreno es grande
y difícil de controlar.
• Se observa cuando se excava un túnel en suelos
secuencialmente y se sostiene con gunita y revestimientos
flexibles.
– Se está utilizando el NATM como método de construcción.
– No se está aplicando realmente la filosofía de diseño del
NATM.
• En rocas la deformación es menor y puede controlarse.
• En un túnel excavado en roca (aunque sea relativamente
blanda) es más fácil aplicar el NATM.
– Como filosofía de diseño
– Como método de construcción
DIFERENCIAS ENTRE EL NUEVO METODO AUSTRIACO UTILIZADO EN EXCAVACION DE
SUELOS Y ROCAS
VENTAJAS DEL CONCEPTO DE ESTABILIZACIÓN DEL MÉTODO
Con soporte muy rígido grandes presiones rotura soporte
Con soporte flexible siempre seguro (hacer monitoreo!)
más económico roca colabora en función portante
Soporte permanente de menor envergadura
NATM
en
Roca
El sostenimiento primario o inicial instalado tendrá características de rigidez -
deformación compatibles / apropiadas para el subsuelo respectivo.
Elementos de sostenimiento permanentes se instalan en forma diferida.
Los túneles son excavados y fortificados
alternada y sucesivamente, en forma cíclica; las
etapas y áreas de excavación pueden ser
variadas en función de las condiciones y
necesidades del proyecto.
Ventajas – Posibilidades
Posibilidad de Subdivisión de Excavación en
frentes Parciales
Control de los esfuerzos en el subsuelo.
Control de las tensiones y esfuerzos en los
elementos de sostenimiento.
Limitación/control de las deformaciones y
asentamientos del terreno.
Mejora de las condiciones de trabajo.
CARACTERÍSTICAS DEL MÉTODO NATM
Posibilidad de Subdivisión de Excavación en frentes Parciales
CARACTERÍSTICAS DEL MÉTODO NATM
METODO UTILIZADO EN SAN EDUARDO
CARACTERÍSTICAS DEL MÉTODO NATM
Túneles Cerro San Eduardo, Guayaquil - Ecuador
METODO UTILIZADO EN SAN EDUARDO
CARACTERÍSTICAS DEL MÉTODO NATM
B
AA
A
C
D A = CUELE AA = CONTRACUELE B = DESTROZA C = ZAPATERA C = CONTORNO
VENTAJAS
Aplicable en amplios campos de condiciones de suelos,
como así su posibilidad de manejo.
Simple y flexible adaptación a diferentes secciones
transversales.
Posibilidad de ajuste durante la excavación.
Flexibilidad en instalación de medidas auxiliares.
Gran economía con la optimización del soporte.
Fácil combinación con excavaciones con TBM.
Poca inversión relativa con rápida amortización.
CARACTERÍSTICAS DEL MÉTODO NATM
DESVENTAJAS
Aplicación en suelos con presencia de agua solamente con
medidas adicionales de soporte.
Tasa de avance relativamente pequeña.
Gran educación, entrenamiento y práctica del personal.
Gran calidad de ejecución y material requerido.
Posibilidad limitada de automatización.
Ajuste distancia entre frentes parciales
Ajuste longitud de avance
Ajuste de la separación entre pernos, la
longitud de estos y su separación
CARACTERÍSTICAS Y VENTAJAS DEL MÉTODO NATM
Posibilidad de ajustes durante la excavación – secuencia y soporte
SOSTENIMIENTO PRIMARIO
El “sostenimiento primario” consiste de un revestimiento
delgado de hormigón proyectado, combinado con
alguno o todos los siguientes elementos de soporte:
Pernos de anclaje
Malla de acero soldada
Fibras de acero o sintéticas
Marcos de alma llena o reticulados
Soportes especiales – Paraguas
Inyecciones de Consolidación
SOSTENIMIENTO DEFINITIVO
El “sostenimiento definitivo o permanente” usualmente se compone de una cáscara de hormigón moldeado simple o armado - el que normalmente se diseña en función de los requerimientos específicos del proyecto, a saber:
Resistencia estructural
Durabilidad, ante incendio, si es necesario
Estabilidad ante acciones diferidas
Impermeabilidad
Aptitud para la ventilación
Aspectos constructivos - Equipamiento
Protección ante acciones externas agresivas
Resistencia a la abrasión,
(túneles hidráulicos, por ejemplo)
MONITOREO PARTE INTEGRANTE DEL NATM
Deformaciones del soporte primario y cargas
actuantes sobre él son monitoreadas a través de
instrumentación, cuyos resultados son usados
para efectuar ajustes en el soporte y la secuencia
de excavación
MONITOREO – PARTE INTEGRANTE DEL NATM
MONITOREO GEOTECNICO PARTE INTEGRANTE DEL
NATM
Extensometros: Monitoreo de Deformaciones
dentro del Macizo
Pernos Convergencia: Esfuerzos de Tracción
Celdas de Presión: Monitoreo de tensiones de la
cáscara y de presiones sobre el Hormigón
Proyectado
EXCAVACIONES UTILIZANDO EL MÉTODO NATM QUE COLAPSARON
METRO BOBOS, BARCELOA
EXCAVACIONES UTILIZANDO EL MÉTODO NATM QUE COLAPSARON TUNEL METRO MUNICH 1993
TUNEL METRO LOS ANGELES,1996
TUNEL CARRETERA SAO PAULO, 1993
Limitación/control de las deformaciones y asentamientos del terreno EN SECCIONES
COMPLETAS
COLAPSO TUNEL EL CARMEN BARCELONA
EXCAVACIONES UTILIZANDO EL MÉTODO NATM QUE COLAPSARON
Limitación/control de las deformaciones y asentamientos del terreno
LAUSANA FRANCIA
EXCAVACIONES UTILIZANDO EL MÉTODO NATM QUE COLAPSARON
MUCHAS GRACIAS
Msc.Ing. Victor Tolentino Yparraguirre
CURSO METODOS DE
EXCAVACION DE TUNELES
