Los eyectores hidráulicos son dispositivos de elevación de fluidos que, aunque no constituyen bombas en sentido estricto, funcionan como sistemas fluido-dinámicos capaces de transportar un fluido secundario mediante la energía suministrada por un fluido primario a presión. Su principal característica es la ausencia de elementos móviles en la zona de aspiración o de elevación, lo que les proporciona una elevada fiabilidad, un mantenimiento mecánico prácticamente nulo en el interior del pozo y una gran resistencia frente a condiciones de trabajo severas.
El funcionamiento del eyector hidráulico se basa en el efecto de una corriente de agua a presión, impulsada desde la superficie a través de un conducto vertical sumergido y paralelo al tubo de aspiración. El fluido motriz atraviesa una tobera o garganta de sección reducida, donde adquiere gran velocidad y genera una zona de baja presión. Esta depresión produce la aspiración del fluido situado en el fondo del pozo o de la excavación, incorporándolo al flujo principal y permitiendo su elevación hasta la superficie.
Eyector hidráulico
Este tipo de dispositivos resulta especialmente útil cuando la altura de aspiración supera los 7 m, un límite práctico para muchas bombas convencionales. En condiciones adecuadas de diseño y funcionamiento, los eyectores hidráulicos pueden elevar fluidos de forma económica hasta alturas próximas a los 20 m, aunque su rendimiento global suele ser inferior al de otros sistemas de bombeo convencionales, especialmente al de las bombas de pozo profundo.
Una de las principales ventajas de los eyectores hidráulicos es su capacidad para trabajar con fluidos cargados de sólidos, aguas sucias, lodos, arcillas en suspensión y mezclas fangosas abrasivas, sin que existan órganos mecánicos sumergidos susceptibles de desgaste o avería. Por esta razón, son frecuentes en aplicaciones de ingeniería civil, minería y obras especiales, particularmente en excavaciones profundas, drenajes, pozos, operaciones de desagüe y de extracción de barros de perforación.
Con determinadas modificaciones de diseño, estos dispositivos pueden transportar mezclas sólido-líquido en las que la fracción sólida alcance hasta una cuarta parte del volumen total del fluido, siempre que el tamaño de las partículas sea compatible con las dimensiones de la tobera y de la conducción. También pueden emplearse para el manejo de arenas y de materiales granulares finos en suspensión.
Dentro de este grupo destacan las denominadas “bombas mamut”, o sistemas de elevación por aire o por agua comprimida, utilizados para la extracción de mezclas fangosas y lodos con arenas. Estos sistemas pueden alcanzar alturas de elevación del orden de 10 m, aunque presentan rendimientos energéticos modestos, a menudo inferiores al 25 %. No obstante, su simplicidad constructiva, fiabilidad y capacidad para operar en entornos agresivos compensan, en muchos casos, su baja eficiencia.
En algunos trabajos de minería, cimentaciones y perforaciones se utilizan, además, lanzas hidráulicas o de aire comprimido de alta presión situadas cerca del fondo de la excavación. Estas lanzas permiten desagregar y fluidificar el material cohesivo, rompiendo su estructura y facilitando la entrada de la mezcla al sistema eyector, lo que mejora la continuidad y la eficacia del proceso de extracción.
Los sistemas eyectores resultan especialmente adecuados en terrenos finos y en situaciones en las que se requiere el bombeo de pequeños caudales de agua o de mezclas con sólidos, y en las que la simplicidad mecánica, la fiabilidad y la facilidad de instalación sean factores prioritarios frente al rendimiento energético. Además, pueden instalarse prácticamente en cualquier posición y trabajar con una amplia variedad de fluidos, lo que amplía considerablemente su campo de aplicación en la ingeniería civil y minera.
En esta conversación puedes escuchar las ideas más interesantes sobre este tipo de bombas.
Este vídeo resume los conceptos más relevantes sobre los eyectores hidráulicos.
Construir un túnel es, en esencia, un desafío contra la gravedad y la incertidumbre geológica. ¿Cómo podemos determinar con precisión si las miles de toneladas de roca que descansan sobre nuestras cabezas permanecerán estables o colapsarán de forma inminente? Esa es la pregunta fundamental a la que la ingeniería geotécnica intenta responder cada vez que nos adentramos en las profundidades de la corteza terrestre.
Desde 1974, el Sistema Q, desarrollado por el Instituto Geotécnico Noruego (NGI), se ha consolidado como el estándar mundial para clasificar las masas rocosas. No se trata solo de un conjunto de tablas, sino de una metodología empírica rigurosa que traduce la complejidad caótica de la naturaleza en un lenguaje numérico. A continuación, exploramos cinco verdades esenciales sobre este sistema que sostiene nuestro mundo subterráneo.
El sistema Q no es solo un número, sino un equilibrio entre tres fuerzas.
La verdadera potencia del sistema Q reside en la elegancia de su ecuación fundamental, que equilibra seis parámetros geológicos mediante tres cocientes críticos.
Esta fórmula permite capturar la integridad de la excavación mediante la interacción de los tres principales factores de estabilidad:
Tamaño de los bloques (RQD/Jn): relaciona el índice de calidad de la roca con el número de familias de juntas (Jn). Define la estructura geométrica básica del macizo.
Resistencia al corte interbloque (Jr/SRF): analiza las fuerzas externas, teniendo en cuenta la rugosidad de las juntas (Jr) y su alteración o relleno mineral (Ja).
Esfuerzo activo (Jw/SRF): analiza las fuerzas externas. En este caso, el factor SRF (Stress Reduction Factor) es fundamental, ya que cuantifica la relación entre la resistencia de la roca y el esfuerzo actuante en rocas competentes, así como la influencia del agua (Jw).
Como bien señala el manual técnico de NGI:
«La estabilidad de la masa rocosa está influida por varios parámetros, pero principalmente por los tres factores siguientes: grado de fracturación (tamaño de los bloques), condiciones de fricción a lo largo de las fracturas y condiciones de estrés.»
El factor humano: por qué los expertos deben «calibrarse».
A pesar del rigor de las fórmulas, el sistema Q reconoce que la clasificación de los macizos rocosos se basa en evaluaciones subjetivas. Lo que un ingeniero identifica como una junta «ligeramente alterada», otro podría interpretarlo de manera distinta según su experiencia previa.
En la práctica senior, entendemos que el criterio profesional es el motor del sistema. Por ello, en proyectos de gran envergadura, es imperativo realizar sesiones conjuntas de mapeo al inicio de la obra. Este proceso de «calibración» entre geólogos e ingenieros no es un mero trámite, sino la garantía de una evaluación coherente y consensuada de cada parámetro de Q. La subjetividad humana se mitiga mediante el consenso técnico, lo que garantiza que los datos que alimentan el diseño del soporte sean fiables y coherentes.
Los límites de la «fórmula mágica».
La ingeniería responsable sabe cuándo una herramienta empírica debe complementarse. El sistema Q es muy robusto para rocas duras y fracturadas, pero el manual de NGI establece límites claros en los que su aplicación requiere precaución extrema o el uso de métodos adicionales.
Rocas blandas o débiles con pocas o ninguna fractura.
Masas rocosas extremadamente fracturadas (calidad «extremadamente pobre»).
Macizos fracturados con baja confinación.
Condiciones geométricas muy desfavorables en macizos rocosos fracturados.
Rocas con anisotropía severa (en foliación o en estado de esfuerzos).
Deformaciones dependientes del tiempo y de la presencia de rocas expansivas.
En estos escenarios, un ingeniero sénior sabe que debe integrar mediciones de deformación en tiempo real con simulaciones numéricas para validar el comportamiento del terreno.
¿Por qué el diseño de túneles es inherentemente conservador?
Es habitual que el soporte instalado en los túneles modernos parezca exceder los requisitos mínimos. Esto responde a una filosofía de seguridad profundamente arraigada: las recomendaciones del sistema Q son intrínsecamente conservadoras porque se basan en una base de datos de casos en los que no se produjo un fallo.
Además, la tecnología ha evolucionado más rápido que las tablas originales. El hormigón proyectado (shotcrete) reforzado con fibras de hoy en día presenta una mayor resistencia a la compresión y una mejor capacidad de absorción de energía que los materiales de los años setenta. Esta evolución, sumada a la prioridad absoluta de la seguridad laboral y de la vida útil de la infraestructura, explica por qué a menudo se instala más soporte del que estrictamente exige el valor de Q.
El «test del martillo»: ciencia en su forma más pura.
Aunque nos encontramos en la era de los escáneres láser, el método más fiable para determinar el RQD (Rock Quality Designation) suele ser el más manual. Según la definición de Deere, el RQD se basa en la suma de fragmentos del núcleo de más de 10 cm de longitud que presentan fracturas naturales.
Es aquí donde entra en juego el «test del martillo» para evaluar las juntas curadas. La decisión de si una fractura rellena de minerales como la epidota, el cuarzo o la calcita debe contarse como una «junta natural» (lo que reduciría el RQD) o como roca intacta depende de su resistencia. Si al golpear la roca con el martillo, esta se rompe a través de la masa intacta y no por la junta, consideramos que la junta está «soldada». En este caso, el valor del RQD aumenta, lo que refleja una mayor calidad del macizo rocoso. Se trata de la síntesis perfecta entre la alta ingeniería y el contacto físico directo con la geología.
Conclusión: un futuro sólido bajo tierra.
El sistema Q se ha adaptado a los tiempos integrando herramientas de mapeo digital en secciones de túneles y en registros de perforación sin perder su esencia empírica. No obstante, a medida que proyectamos túneles a mayores profundidades y en condiciones geológicas más adversas, surge una pregunta que todo ingeniero debe tener presente: ¿hasta dónde llega nuestra capacidad para predecir la naturaleza de lo que hay bajo cientos de metros de presión rocosa? Por ahora, la combinación de la fórmula de NGI, los nuevos materiales de soporte y la experiencia calibrada sigue siendo nuestra guía más segura en la oscuridad del subsuelo.
En esta conversación puedes escuchar las ideas más interesantes sobre este tema.
Este vídeo resume bien los conceptos básicos del sistema Q.
BARTON, N.; LIEN, R.; LUNDE, J. (1974). Engineering classification of rock masses for the design of tunnel support. Rock Mechanics, Springer Verlag, vol. 6, pp. 189-236.
BIENIAWSKI, Z. T. (1989). Engineering rock mass classifications: a complete manual for engineers and geologists in mining, civil, and petroleum engineering. Wiley-Interscience, pp. 40–47.
GALLO, J.; PÉREZ, H.; GARCÍA, D. (2016). Excavación, sostenimiento y técnicas de corrección de túneles, obras subterráneas y labores mineras. Universidad del País Vasco. Bilbao, España, 277 pp.
GRIMSTAD, E.; BARTON, N. (1993). Updating the Q-Sytem for NMT. Proceedings of the International Symposium on Sprayed Concrete – Modern Use of Wet Mix Sprayed Concrete for Underground Support. Fagemes, Norway. Ed. Kompen, Opsahi and Berg. Norwegian Concrete Association. Oslo.
MARTÍ, J.V.; YEPES, V.; GONZÁLEZ, F.; ALCALÁ, J. (2012). Técnicas de voladuras y excavación en túneles. Apuntes de la Universitat Politècnica de València. Ref. 530, 165 pp.
Las rotopalas, conocidas en inglés como Bucket Wheel Excavators (BWE), son máquinas de producción continua que integran las funciones de arranque, carga y transporte del material sin interrupciones. Están especialmente diseñadas para excavar materiales de fácil manipulación, como arenas, gravas, margas, arcillas o lignito. Su funcionamiento continuo las hace ideales para explotaciones mineras a cielo abierto, donde se requiere una alta eficiencia operativa en procesos prolongados y repetitivos.
El origen de estas imponentes máquinas se remonta a 1881, en Estados Unidos, cuando se construyó el primer equipo accionado por vapor. Sin embargo, no fue hasta 1916 en Alemania cuando se produjo su verdadero desarrollo industrial, al aplicarse en la explotación de lignito pardo. A partir de la década de 1950, las rotopalas experimentaron una notable evolución técnica, con modelos de mayor capacidad que respondían a las crecientes necesidades de producción. En la actualidad, estas máquinas pueden mover volúmenes superiores a los 254 000 m³ de material, lo que da una idea de su gran capacidad. En comparación, los Bucket Chain Excavators (BCE), aunque útiles en ciertas aplicaciones, apenas superan los 14 000 m³ y se emplean principalmente para retirar recubrimientos.
El diseño de las rotopalas se clasifica según la relación entre la longitud del brazo del rodete (L) y el diámetro del rodete (D). De este modo, se distinguen los modelos compactos (L/D = 2), semicompactos (L/D = 3) y convencionales (L/D = 4). Las compactas presentan varias ventajas significativas: una inversión inicial un 20 % inferior a la de las convencionales, menor peso, mayor estabilidad y tiempos de entrega más reducidos. Sin embargo, su diseño, limitado a dos orugas, restringe su tamaño máximo a 1600 toneladas, lo que implica una capacidad máxima de producción de 7500 m³/h y un brazo más corto que reduce su alcance operativo. Esta clasificación está normalizada por la norma DIN 22266, que define un sistema de denominación mediante letras que representan distintas características del equipo, como, por ejemplo, el tipo de tren de rodaje o la capacidad de los cangilones.
Figura 2. Rotopala semicompacta. Cortesía SKW
Una rotopala está formada por múltiples sistemas clave que permiten su funcionamiento. El tren de rodaje puede montarse sobre vías o, lo que es más habitual en minería a cielo abierto, sobre orugas. La configuración de estas últimas (dos, tres, cuatro, tres dobles o seis dobles) depende del peso de la máquina y de la capacidad portante del terreno. Cada oruga incorpora un bastidor, una rueda motriz o guía elevada, rodillos de sustentación y zapatas. La corona de giro permite orientar el brazo del rodete, cuya longitud influye directamente en la altura máxima de excavación, la anchura del bloque que se va a extraer y la selectividad del corte. El rodete es el elemento encargado de arrancar el material y su diseño depende de las propiedades geomecánicas del macizo rocoso, la resistencia del material y la producción horaria deseada. Su diámetro oscila entre 2,5 y 22 metros, y su capacidad productiva está entre 200 y 19 000 m³/h. Además, cada tonelada adicional en el peso del rodete implica una carga extra de 400 toneladas sobre la estructura de la máquina.
Existen varios tipos de rodete. El tipo celular, muy habitual en los parques de homogeneización, emplea una placa de caída con forma de arco que crea una célula para conducir el material hacia la cinta lateral. El tipo no celular se caracteriza por tener cangilones insertados en un espacio anular, con un cierre radial que permite aumentar la capacidad del cangilón en un 50 %. Por último, el tipo semicircular tiene un cierre inferior con planos inclinados llamados semicelulares y una vertedera fija. Los cangilones pueden tener un respaldo cerrado, que es ideal para materiales adhesivos como las arcillas duras (tipo «caparazón de tortuga»), o un respaldo de cadenas, que es más adecuado para materiales blandos, húmedos o pegajosos. Los elementos de corte, como dientes, cuchillas u orejetas angulares, son determinantes para la eficiencia de la excavación y deben ser fácilmente sustituibles, resistentes a la abrasión y al impacto. En materiales duros, pueden incorporarse precortadores que fragmentan previamente el material, aunque esto puede generar sobrecargas y vibraciones no deseadas.
Figura 3. Bucket Wheel Excavator. Cortesía FAM-BEUMER GROUP.
El sistema de izado permite posicionar el rodete a la altura de operación deseada y realizar descensos o ascensos rápidos mediante cilindros hidráulicos o cables de acero. Por otro lado, la descarga del material excavado se realiza mediante sistemas como puentes de conexión, brazos de descarga o cintas transportadoras, lo que otorga gran flexibilidad al sistema.
El dimensionamiento de una rotopala debe tener en cuenta múltiples factores técnicos. El diámetro del rodete se selecciona en función de la capacidad nominal requerida y de las propiedades del material, procurando elegir el diámetro más pequeño posible que cumpla los objetivos de producción, ya que un rodete de mayor tamaño incrementa el peso y complica la estática de la máquina. La capacidad nominal (Q) distingue entre la producción teórica o de diseño (Qt) y la producción real, que se ve afectada por factores como el grado de llenado de los cangilones y las paradas por mantenimiento o averías. La producción teórica se calcula mediante la fórmula Qt = Qa / (F · horas/día · días/año), donde F es un factor de campo que incluye la eficiencia y las constantes operativas. La producción de material suelto se determina aplicando el esponjamiento del material, que normalmente se sitúa entre 1,3 y 1,6, o mediante la fórmula Qts = I * s * 60, donde I es la capacidad del cazo y s el número de descargas por minuto.
El tipo de material que se va a excavar influye en la velocidad de corte, el número de cangilones, el diámetro del rodete y la inclinación del brazo. La velocidad de corte (Vc) se calcula como Vc = ω · D / 2 y suele estar entre 2 y 3,5 m/s, debiendo mantenerse por encima de la velocidad crítica (Vcri = 2,22 · D). El número de cangilones (Z) depende del material: las rocas blandas requieren pocos cangilones grandes, mientras que las rocas duras exigen muchos cangilones pequeños. Como estimación, se puede considerar Z = 4D. La frecuencia de descarga (s) se obtiene mediante la fórmula s = (Vc · Z) / (π · D) · 60, y la capacidad de los cangilones (V) mediante V = (Qts · 60) / (s · 1,25). Las potencias necesarias para la excavación, la aceleración, la elevación y el sistema completo deben calcularse en función de la producción deseada, el tipo de material y el diseño mecánico del equipo.
Durante la operación, el rodete gira mientras el brazo se mueve y el corte más eficiente se produce cuando el brazo está perpendicular al frente de trabajo (ángulo α = 0°). El avance puede realizarse en terrazas, donde el rodete desciende escalonadamente tras cada pasada, o en cortes descendentes, bajando con cada inversión del giro del brazo. Existen diversas variantes operativas, como la excavación en bloque lleno, la más común en la actualidad gracias a la movilidad sobre orugas, la excavación en frente largo, en la que la máquina avanza en paralelo al frente, y la excavación en bloque lateral, que es una adaptación del sistema anterior. También es posible excavar por debajo del nivel de las orugas, lo que permite trabajar con bancos de mayor altura con respecto a la posición del tren de rodaje.
Figura 4. Variantes de excavación de la rotopala. Fuente: Manual de arranque, carga y transporte en minería a cielo abierto (1995)
Entre las múltiples ventajas de las rotopalas, destacan su capacidad de excavación continua, su bajo consumo energético (hasta un 70 % menos que los sistemas de cables), la ausencia de impactos durante la carga, su gran radio de vertido y la posibilidad de operar tanto por encima como por debajo del nivel del terreno. Además, pueden trabajar en bancos de distintas alturas, generar taludes estables, entregar material fácilmente transportable por cinta y permitir una gran selectividad en la excavación. También pueden diseñarse para ejercer una baja presión sobre el terreno, lo que resulta clave en zonas con baja capacidad portante.
Sin embargo, no todo son ventajas. Las rotopalas requieren un mantenimiento complejo y frecuente, no son flexibles ante cambios en la geometría o tectónica del yacimiento y no sirven para excavar materiales compactos o muy abrasivos. Además, su rendimiento global depende de la disponibilidad de todos los elementos en serie que componen el sistema, lo que introduce una fuerte interdependencia operativa. Por último, su adquisición e instalación suponen una inversión inicial muy elevada, lo que limita su adopción a proyectos a gran escala y a largo plazo.
En resumen, las rotopalas son una solución de ingeniería impresionante para grandes operaciones mineras, ya que combinan eficiencia, potencia y continuidad operativa. No obstante, no son la herramienta adecuada para todos los contextos y, en las condiciones apropiadas, su rendimiento y productividad son difíciles de igualar.
Os dejo algunos vídeos que espero os interesen:
Referencias:
GÓMEZ DE LAS HERAS, J.; MANGLANO, S.; TOLEDO, J.; LÓPEZ-JIMENO, C.; LÓPEZ-JIMENO, E. (1995). Manual de arranque, carga y transporte en minería a cielo abierto. Instituto Geológico y Minero de España, Madrid, 604 pp.
MARTÍNEZ-PAGÁN, P. (2025). Rotopalas. Apuntes 4º curso GIRME. Universidad Politécnica de Cartagena.
YEPES, V. (1995). Maquinaria de movimiento de tierras. Servicio de Publicaciones de la Universidad Politécnica de Valencia. SP.UPV-264. 144 pp.
Figura 1. Cat HW300 Highwall Miner, https://h-cpc.cat.com/cmms/v2?&f=subfamily&it=group&cid=406&lid=en&sc=CA&gid=18296377&nc=1
Entre los equipos empleados en la excavación mecánica en minería a cielo abierto destacan los “Highwall Miners”. Estos equipos mineros avanzados desempeñan un papel crucial en la extracción de minerales al excavar en paredes o muros verticales. Constituyen una combinación ingeniosa entre un minador continuo (CM) y la estructura exterior que proporciona el soporte necesario para el minador. Su aplicación se centra en la explotación de capas delgadas de carbón, yeso u otras rocas de dureza media a blanda, que son especialmente idóneas para la minería de contorno.
Con la capacidad de extraer minerales de carbón a una profundidad de hasta 1,5 metros, estos equipos representan una solución eficiente y productiva para la industria minera. La versatilidad de estos dispositivos permite alcanzar grandes producciones, llegando hasta las 110,000 toneladas al mes, con tan solo cuatro personas operando el equipo.
Destacando entre sus características, el equipo Cat HW300 Highwall Miner demuestra su capacidad para trabajar en bermas de hasta 18 metros. Esta notable amplitud de acción amplía las posibilidades de extracción y facilita la labor minera en entornos desafiantes.
Figura 2. https://cinmine.com/products/highwall-miner-products/
Además de su eficiencia en la producción, estos equipos demuestran su valía al recuperar hasta un 70% del carbón contenido en las capas explotadas, lo que contribuye significativamente a maximizar la rentabilidad de las operaciones mineras.
En resumen, estos equipos de vanguardia no solo destacan por su capacidad para extraer minerales en condiciones específicas, sino que también ofrecen eficiencia, productividad y rentabilidad, convirtiéndose en piezas clave para el éxito de la industria minera en la extracción de recursos en capas delgadas.
A continuación, os dejo algunos vídeos para que veáis el funcionamiento de estos equipos.
Referencias:
DIRECCIÓN GENERAL DE CARRETERAS (1998). Manual para el control y diseño de voladuras en obras de carreteras. Ministerio de Fomento, Madrid, 390 pp.
INSTITUTO TECNOLÓGICO GEOMINERO DE ESPAÑA (1994). Manual de perforación y voladura de rocas. Serie Tecnológica y Seguridad Minera, 2ª Edición, Madrid, 541 pp.
MARTÍ, J.V.; YEPES, V.; GONZÁLEZ, F.; ALCALÁ, J. (2012). Técnicas de voladuras y excavación en túneles. Editorial de la Universitat Politècnica de València. Ref. 530, 165 pp.
UNIÓN ESPAÑOLA DE EXPLOSIVOS (1990). Manual de perforación. Rio Blast, S.A., Madrid, 206 pp.
YEPES, V. (2014). Maquinaria para sondeos y perforaciones. Apuntes de la Universitat Politècnica de València, Ref. 209.
Figura 1. Sistema de drenes cerrados en un terreno de espesor indefinido
Sea un sistema de drenes cerrados, construido en terreno de espesor indefinido, espaciados una distancia D uno de otro, tal y como se puede observar en la Figura 1. El problema habitual consiste en determinar la profundidad seca que queda dado un espaciamiento entre los drenes, suponiendo que existe una alimentación vertical de caudal q constante por unidad de superficie.
CASHMAN, P.M.; PREENE, M. (2012). Groundwater Lowering in Construction: A Practical Guide to Dewatering, 2nd edition. CRC Press, Boca Raton, 645 pp.
INSTITUTO GEOLÓGICO Y MINERO DE ESPAÑA (1987). Manual de ingeniería de taludes. Serie: Guías y Manuales, nº 3, Ministerio de Educación y Ciencia, Madrid, 456 pp.
POWERS, J.P.; CORWIN, A.B.; SCHMALL, P.C.; KAECK, W.E. (2007). Construction dewatering and groundwater control: New methods and aplications. Third Edition, John Wiley & Sons.
PREENE, M.; ROBERTS, T.O.L.; POWRIE, W. (2016). Groundwater Control – Design and Practice, 2nd Edition. Construction Industry Research and Information Association, CIRIA Report C750, London.
TOMLINSON, M.J. (1982). Diseño y construcción de cimientos. URMO, S.A. de Ediciones, Bilbao, 825 pp.
Figura 1. Operaciones básicas integrantes del ciclo de excavación de túneles con explosivos
A pesar del avance tecnológico, la técnica de perforación y voladura sigue siendo popular en la excavación de túneles por sus ventajas. A diferencia de la excavación mecánica, la técnica de explosivos es versátil, trabajando con varios tipos de roca y secciones de obra. Además, se adapta a otros trabajos, es fácil de transportar y la inversión inicial es reducida. Se trata de un método de frente abierto que consiste básicamente en realizar taladros que posteriormente se cargan con explosivos y se detonan. Los gases de la explosión penetran en las fracturas y desmenuzan la roca.
Esta técnica se utiliza en rocas de alta resistencia con una velocidad sísmica de entre 2000 y 2500 m/s, dependiendo de las condiciones del terreno o de la abrasividad de las rocas. Es aplicable a rocas con una resistencia a la compresión de 80 MPa o superior, incluso las más duras, por lo que resulta más eficiente que la excavación mecánica. En estos casos, la excavación mecánica puede no resultar rentable debido a la pérdida de rendimiento y al desgaste de los elementos. Además, la técnica de perforación y voladura es más flexible y puede adaptarse a cambios litológicos o trastornos tectónicos en el terreno.
La técnica de excavación con explosivos consiste en realizar taladros en el frente de excavación, cargarlos con explosivos y detonarlos. Para perforar se emplean equipos como “jumbos” o carros perforadores. Uno de los principales objetivos de una buena voladura es evitar el deterioro excesivo de la roca circundante a la excavación, ya que una voladura inadecuada puede provocar sobreexcavaciones y caídas de bloques que generen problemas de estabilidad adicionales. Por lo tanto, es necesario realizar voladuras controladas y técnicas, como el precorte o las voladuras suaves, para minimizar el daño estructural del terreno. En la Figura 1 se muestran las operaciones básicas que componen el ciclo de excavación de túneles con explosivos.
Los taladros se ajustan a una longitud de avance de entre 1 y 4 m, según la resistencia de la roca. Aunque hay diferentes disposiciones de taladros, todas ellas deben atenuar el confinamiento generado por la onda expansiva, ya que solo hay una salida.
Figura 2. Zonas de una voladura en un túnel
La técnica de voladura en el frente de ataque consiste en una explosión controlada que se lleva a cabo mediante una secuencia. Se utilizan detonadores de retardo de milisegundos para activar las distintas áreas de la carga en momentos diferentes. Es necesario que, en un principio, se cree un hueco libre con los barrenos de cuele y contracuele, hacia el cual romperán las cargas restantes de la sección. A continuación, se vuela la destroza y se da forma a la sección del túnel con los barrenos del piso (zapateras) y los barrenos de recorte o de contorno.
La excavación de túneles puede llevarse a cabo en secciones completas o, si estas son demasiado grandes, por fases, empleando galerías de avance, destrozas laterales y/o banqueo del suelo. Los jumbos modernos presentan una ventaja significativa frente a los topos y los minadores. A diferencia de los topos, que solo pueden excavar secciones circulares, y de los minadores, que tienen una capacidad de cobertura limitada, los jumbos actuales se utilizan para trabajos de perforación y sostenimiento y cuentan con una gran movilidad que les permite desplazarse fácilmente de un frente a otro.
En términos de inversión, los equipos de perforación son más económicos que los minadores o topos para una misma sección de excavación. Por lo tanto, en obras lineales de reducida longitud, es el sistema más recomendable para su amortización y se puede destinar a la ejecución de otras obras distintas.
Sin embargo, el arranque con explosivos presenta algunos inconvenientes en comparación con la excavación mecánica. Por ejemplo, los perfiles de excavación pueden ser más irregulares y la alteración del macizo rocoso remanente puede ser intensa si las voladuras no se disparan empleando técnicas de contorno en el perímetro. Ambos aspectos pueden aumentar los costes de sostenimiento y, sobre todo, los del revestimiento mediante hormigonado.
Además, si se realizan perforaciones con explosivos en zonas urbanas, las vibraciones generadas por las voladuras pueden constituir un factor limitante. Por tanto, es necesario proteger la integridad de las edificaciones y de otras estructuras subterráneas, así como evitar las molestias a las personas.
Ciclo básico de perforación y voladura
En primer lugar, es importante tener en cuenta que la excavación de túneles en roca usando la perforación y los explosivos es una operación cíclica y no continua.
El ciclo básico de excavación mediante perforación y voladura consta de las siguientes operaciones. Si solo se excava la parte superior y un banco en lugar de todo el frente, se tendrá un ciclo doble más complejo:
Perforación de barrenos en el frente a un patrón y una profundidad adecuados.
Retirar el equipo perforador.
Carga del explosivo y retirada del personal.
Detonado de las cargas.
Evacuación de humos y ventilación.
Saneo de los hastiales y de la bóveda y del bulonado.
Carga y transporte del escombro.
Labores de sostenimiento y gunitado.
Replanteo de la nueva voladura.
El tiempo que se tarda en completar un ciclo de excavación para un túnel con sección completa o de calota, si el avance se realiza en varias fases, suele ser de uno a dos turnos, según la sección y el tipo de sostenimiento requerido. La distribución de tiempos suele seguir la tabla que se presenta a continuación:
Perforación de barrenos
10 – 30 %
Carga del explosivo
5 – 15 %
Voladura y ventilación
5 – 10 %
Saneo y desescombro
15 – 35 %
Sostenimiento
65 – 10 %
En la tabla se observa que el tiempo destinado al sostenimiento en la sección de avance puede superar el 50 % de la duración total del ciclo en los casos más desfavorables. Por otro lado, en la sección de destroza, estos tiempos suelen ser la mitad e incluso inferiores.
En general, se recomienda utilizar una tuneladora (TBM) para excavar túneles de más de 4,5 km de longitud y la técnica de perforación y voladura para túneles de menos de 1,5 km de longitud (ver Figura 3). Sin embargo, esta es una guía general y cada proyecto debe evaluarse en función de los factores específicos que puedan influir en la elección del método de excavación. Por ejemplo, puede haber casos en los que un túnel de 5 km se excave mediante perforación y voladura en lugar de con una tuneladora, o viceversa, en función de factores como la geología, la geometría, el impacto ambiental y los plazos de ejecución. Para los túneles cuya longitud está comprendida entre 1,5 y 4,5 km, los costes de ejecución pueden ser similares, pero deben considerarse otros factores para tomar una decisión informada sobre el método de excavación más adecuado.
Figura 3. Coste según longitud del túnel excavado para los métodos con TBM y perforación y voladura. https://bestsupportunderground.com/tbm-perforacion-voladura/
Referencias:
MARTÍ, J.V.; YEPES, V.; GONZÁLEZ, F.; ALCALÁ, J. (2012). Técnicas de voladuras y excavación en túneles. Apuntes de la Universitat Politècnica de València. Ref. 530, 165 pp.
Los sistemas de clasificación del macizo rocoso se basan fundamentalmente en un enfoque empírico y se desarrollan como herramientas de diseño sistemático en las ingenierías civil y minera. Su objetivo es ordenar y sistematizar los procedimientos de investigación de campo. La mayoría de estos sistemas clasifican las condiciones geomecánicas en varios grupos que representan las distintas capacidades portantes de la roca. No obstante, no deberían utilizarse como sustitutos de los estudios analíticos, las observaciones, las mediciones y las aportaciones de expertos, sino en combinación con otras técnicas. La clasificación Q de Barton es una de las clasificaciones geomecánicas más empleadas en los macizos rocosos, junto con la clasificación RMR de Bieniawski.
La clasificación Q fue desarrollada por Barton, Lien y Lunde en 1974 a partir de un estudio empírico de un gran número de túneles. Esta clasificación permite estimar parámetros geotécnicos del macizo y diseñar sostenimientos para túneles y cavernas subterráneas. El índice Q se basa en seis parámetros que indican el tamaño de los bloques, la resistencia al corte entre los bloques y la influencia del estado tensional:
Donde:
RQD Índice de calidad de la roca (Rock Quality Designation)
Jn Índice de diaclasado, que indica el grado de fracturación del macizo rocoso
Jr Índice de rugosidad de las juntas
Ja Índice que indica la alteración de las discontinuidades
Jw Coeficiente reductor por la presencia de agua
SRF Coeficiente que tiene en cuenta la influencia del estado tensional del macizo rocoso (Stress Reduction Factor)
El índice Q varía entre 0,001 y 1.000, correspondiendo los valores bajos a rocas malas y los altos a las rocas buenas.
Una de las aplicaciones de este índice es permitir establecer qué tipo de sostenimiento debería tener un túnel excavado en un macizo rocoso. A continuación, os dejo un problema resuelto que, espero, os resulte de interés. Un problema similar lo resolvimos en un artículo anterior, en particular, el que calculaba la longitud de avance sin sostenimiento de un túnel.
BARTON, N.; LIEN, R.; LUNDE, J. (1974). Engineering classification of rock masses for the design of tunnel support. Rock Mechanics, Springer Verlag, vol. 6, pp. 189-236.
BIENIAWSKI, Z. T. (1989). Engineering rock mass classifications: a complete manual for engineers and geologists in mining, civil, and petroleum engineering. Wiley-Interscience, pp. 40–47.
GALLO, J.; PÉREZ, H.; GARCÍA, D. (2016). Excavación, sostenimiento y técnicas de corrección de túneles, obras subterráneas y labores mineras. Universidad del País Vasco. Bilbao, España, 277 pp.
GRIMSTAD, E.; BARTON, N. (1993). Updating the Q-Sytem for NMT. Proceedings of the International Symposium on Sprayed Concrete – Modern Use of Wet Mix Sprayed Concrete for Underground Support. Fagemes, Norway. Ed. Kompen, Opsahi and Berg. Norwegian Concrete Association. Oslo.
MARTÍ, J.V.; YEPES, V.; GONZÁLEZ, F.; ALCALÁ, J. (2012). Técnicas de voladuras y excavación en túneles. Apuntes de la Universitat Politècnica de València. Ref. 530, 165 pp.
Para definir el tamaño máximo de la galería estable frente a roturas en masa o completas, se pueden emplear métodos empíricos, el método de las curvas de confinamiento, el método de convergencia y el método de cálculo numérico con programas informáticos (por ejemplo, Plaxis o Abaqus, entre otros). No obstante, antes de comenzar los cálculos, sería interesante estimar el tamaño de la galería estable en función del sostenimiento (Gallo et al., 2016).
A continuación os paso un problema resuelto que utiliza el índice Q de Barton y relación con el RMR (Rock Mass Rating) para estimar la longitud de pase (longitud de avance sin sostenimiento). Además, os explico cómo estimar la carga de roca o presión sobre el sostenimiento y cómo se puede predimensionar el tipo de excavación y sostenimiento a realizar. Espero que os sea de utilidad.
BIENIAWSKI, Z. T. (1989). Engineering rock mass classifications: a complete manual for engineers and geologists in mining, civil, and petroleum engineering. Wiley-Interscience, pp. 40–47.
GALLO, J.; PÉREZ, H.; GARCÍA, D. (2016). Excavación, sostenimiento y técnicas de corrección de túneles, obras subterráneas y labores mineras. Universidad del País Vasco. Bilbao, España, 277 pp.
MARTÍ, J.V.; YEPES, V.; GONZÁLEZ, F.; ALCALÁ, J. (2012). Técnicas de voladuras y excavación en túneles. Apuntes de la Universitat Politècnica de València. Ref. 530, 165 pp.
Figura 1. Cabeza de una microtuneladora. https://sinducor.es/productos/marca/microtuneladoras-2/
Las máquinas de excavación mecánica de túneles, como las microtuneladoras, utilizan cabezales equipados con útiles de corte como rascadores, picas y discos de corte. Para evaluar el rendimiento del corte en la excavación mecánica de un túnel, necesitamos conocer la penetración específica (cociente entre la penetración y el empuje). De esta forma, el desgaste de un cortador se mide como el recorrido, en km, de un disco cortador o como el consumo de discos cortadores por m³ de material excavado.
En su tesis doctoral (Gallo, 2011), Javier Gallo propuso un modelo empírico para estimar la fuerza de arranque en este tipo de excavación. La ventaja de esta propuesta es que puede aplicarse a todo tipo de útiles de excavación, tanto en suelos como en rocas. Permite obtener la fuerza normal que hay que aplicar sobre el útil para romper un fragmento, denominada penetración, que coincide con el avance de la máquina por la revolución del cabezal. La ecuación se obtuvo empíricamente para túneles excavados con diámetros entre 2 y 2,5 m, utilizando útiles de corte tipo disco de 280 y 305 mm de diámetro y rascadores de 60 mm de ancho. Una de las ventajas es que no es necesario conocer el área de contacto entre el útil y el terreno. El método se ajusta a una ecuación que el autor denomina función T:
Donde
F Fuerza (kN)
P Penetración (mm)
RC Resistencia a compresión (MPa)
RT Resistencia a tracción (MPa)
De esta forma, conocida la resistencia a la tracción y a la compresión del macizo rocoso y la penetración que se pretende realizar durante el avance, podemos determinar la fuerza que debe resistir el filo del cortador. Así, podemos seleccionar el cortador más adecuado según los datos del fabricante. Del mismo modo, si conocemos la fuerza, podemos determinar la penetración máxima con la que avanzaría la tuneladora. La penetración aumenta cuanto menor es la resistencia del terreno (Gallo et al., 2016).
Os paso un problema resuelto que espero os sea de interés.
GALLO, J. (2011) Definición de un modelo para la estimación de la fuerza de arranque en la excavación mecánica de túneles en suelos y rocas. Tesis doctoral. Universidad del País Vasco. Bilbao, España.
GALLO, J.; PÉREZ, H.; GARCÍA, D. (2016). Excavación, sostenimiento y técnicas de corrección de túneles, obras subterráneas y labores mineras. Universidad del País Vasco. Bilbao, España, 277 pp.
INSTITUTO TECNOLÓGICO Y GEOMINERO DE ESPAÑA (1994). Manual de perforación y voladura de rocas. Serie: Tecnología y Seguridad Minera. Segunda edición, Madrid, 541 pp.
MARTÍ, J.V.; YEPES, V.; GONZÁLEZ, F.; ALCALÁ, J. (2012). Técnicas de voladuras y excavación en túneles. Apuntes de la Universitat Politècnica de València. Ref. 530, 165 pp.
En un artículo anterior resolvimos el caso de la altura crítica de una excavación sin entibación a largo plazo, es decir, en condiciones drenadas. Sin embargo, a continuación veremos un caso particular, en el que tenemos un suelo puramente cohesivo en condiciones no drenadas (C = Cu y φ = 0), que corresponde a la estabilidad a corto plazo.
Se trata de un caso muy simple que permite resolver de manera sencilla la rotura del suelo. La realidad es más compleja, por lo que es necesario utilizar métodos de análisis más generales que permitan considerar superficies de rotura curvas, perfiles del terreno más complejos y regímenes hidráulicos determinados. Para ello se remite al lector al estudio de los métodos de equilibrio límite.
Por cierto, este tipo de problemas también puede resolverse gráficamente mediante un nomograma. Os paso uno elaborado en colaboración con el profesor Pedro Martínez Pagán. En este caso, a modo de ejemplo, se ha considerado la resolución de un caso con un coeficiente de seguridad de 2.
En esta ocasión, os paso un problema resuelto en el que se calcula la máxima altura que podría alcanzar una excavación a corto plazo en un terreno arcilloso. Para este problema se ha empleado un coeficiente de seguridad de 1 (caso estricto), que habría que particularizar según el problema concreto de la obra, con un coeficiente de seguridad de, por ejemplo, 1,5. No obstante este valor, hay que ser prudentes cuando la altura sin entibar suponga un peligro para el enterramiento de personas, especialmente en zanjas o pozos. Téngase en cuenta que el valor de la cohesión depende de la humedad del suelo, que disminuye con el tiempo. En dicho caso, en terrenos coherentes y sin solicitud de cimentación, o próximos a vial (o acopio equivalente), la altura máxima sin entibar será de 1,30 m en un corte vertical.
