U4 - Excavaciones Voladuras

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EXCAVACIONES, VOLADURAS Y MOVIMIENTOS 
DE TIERRAS 
DISEÑO DE VOLADURAS 
Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras – Diseño de voladuras 
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Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras - Diseño de voladuras 
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ÍNDICE 
ÍNDICE ........................................................................................................................................................................... 2 
1. VOLADURAS EN EXTERIOR: VARIABLES QUE INTERVIENEN ......................................................................... 4 
1.1 Voladuras en exterior ............................................................................................................................................ 4 
1.2 Variables geométricas de los barrenos ................................................................................................................. 7 
1.3 Variables de la configuración del banco .............................................................................................................. 11 
1.4 Variables relacionadas con los explosivos .......................................................................................................... 11 
1.5 Rendimiento de la voladura ................................................................................................................................. 13 
2. VOLADURAS EN EXTERIOR: DISEÑO DE LA VOLADURA ................................................................................ 15 
2.1 Geometría y configuración de los barrenos ......................................................................................................... 15 
2.2 Cargas y retardos ................................................................................................................................................ 18 
2.3 Voladuras de contorno ........................................................................................................................................ 22 
2.4 Ejemplo ................................................................................................................................................................ 23 
3. VOLADURAS EN TÚNELES: ASPECTOS GENERALES ..................................................................................... 26 
3.1 Diferencia con las voladuras en banco y ciclo de excavación ............................................................................. 26 
3.2 Esquemas de perforación y tiro ........................................................................................................................... 29 
3.3 Saneo, sostenimiento y sistema de avance en túneles ....................................................................................... 33 
4. VOLADURAS EN TÚNELES: DISEÑO DE LA VOLADURA ................................................................................. 36 
4.1 Cuele y contracuele ............................................................................................................................................. 37 
4.2 Destroza, zapateras y contorno ........................................................................................................................... 42 
4.3 Comprobación del esquema de voladura ............................................................................................................ 45 
4.4 Ejemplo ................................................................................................................................................................ 45 
5. ASPECTOS PRÁCTICOS Y DEFECTOS MÁS USUALES .................................................................................... 49 
5.1 Aspectos prácticos .............................................................................................................................................. 49 
5.2 Defectos más usuales en voladuras .................................................................................................................... 54 
 
 
 
 
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1. VOLADURAS EN EXTERIOR: VARIABLES QUE INTERVIENEN 
Las voladuras en exterior incluyen voladuras en banco, voladuras en trincheras y voladuras a 
media ladera, y todas ellas tienen bastantes rasgos comunes, por lo que su diseño es similar. 
También son voladuras en exterior las denominadas voladuras en masa, si bien éstas últimas 
son menos comunes en obra civil ya que consisten en excavar una gran masa de material con 
una profundidad escasa. 
El diseño de una voladura involucra una gran cantidad de parámetros y variables, incluyendo 
aquellos relacionados con la geometría de los barrenos, con los explosivos empleados y con la 
configuración de la propia zona de la voladura. Además, nunca debe olvidarse que se está 
operando sobre un macizo rocoso, el cual es un medio heterogéneo que va a condicionar la 
voladura y su éxito (entendiendo éxito en el sentido que los resultados obtenidos coincidan con 
el objetivo buscado). 
 
1.1 Voladuras en exterior 
1.1.1. Parámetros que definen el banco 
En una voladura en exterior se denomina “banco” al lugar donde se ubican los barrenos de 
voladura (Figura 1), o dicho de otra forma, cada uno de los niveles de la voladura en que se 
produce una voladura independiente. Un banco queda definido por los siguientes parámetros: 
§ Altura de banco: distancia vertical del banco, y en el caso de voladuras que involucran 
varios bancos, corresponde a la distancia vertical entre dos bancos adyacentes. 
§ Anchura de banco: distancia horizontal del banco, y en el caso de voladuras que 
involucran varios bancos, corresponde a la distancia horizontal entre dos bancos 
adyacentes. 
§ Ángulo del frente: ángulo del talud definido entre dos bancos adyacentes (puede 
expresarse con respecto a la vertical o la horizontal, según el caso). 
 
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1.1.2. Parámetros que definen los barrenos en el banco 
Los barrenos en un banco quedan definidos geométricamente por los siguientes parámetros: 
§ Diámetro: diámetro de perforación del barreno. 
§ Piedra: distancia entre el barreno y la cara libre. 
§ Espaciamiento: distancia entre dos barrenos adyacentes en la misma fila. 
§ Longitud: profundidad del barreno medida en su eje axial. 
§ Inclinación: ángulo que forma el barreno respecto a la vertical. 
Por su parte, en lo que respecta a la carga de los explosivos en los barrenos se tiene: 
§ Carga en fondo: explosivo colocado en el fondo del barreno (más potente que en el 
resto del barreno). 
§ Carga en columna: explosivo colocado a lo largo del barreno. 
§ Retacado: cierre y obturación del barreno con el propio detritus de perforación, arcilla, 
sal o gravilla de tamaño granulométrico 6-20 mm o 12-20 mm. 
 
 
Figura 1: Esquema de un banco y parámetros que lo definen (tomado de Bernaola Alonso et al.1) 
 
1 J. Bernaola Alonso, J. Castilla Gómez and J. Herrera Herbert, Perforación y voladura de rocas en minería, 
Departamento de Explotación de Recursos Minerales y Obras Subterráneas, Universidad Politécnica de Madrid, 
Madrid (2013). 
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1.1.3. Terminología general 
En voladuras en exterior se manejan los siguientes conceptos: 
§ Cara libre: se denomina así a cualquier superficie libre. 
§ Pie: es el contacto del banco con el nivel inferior (que puede ser otro banco o el 
terreno). 
§ Talud: es inclinación de la cara libre del banco, que normalmente será casi vertical. 
§ Talud final: es el talud que existirá cuando se termine la excavación, con el que 
quedará el desmonte. 
§ Talud general: es la inclinación del desmonte completo, considerando el pie de fondo 
de excavación y la cabeza. 
§ Bermas: son elementos de anchura apreciable entre conjuntosde bancos, que se 
ejecutan para dar mayor estabilidad al talud general; se denomina “talud parcial” a la 
inclinación de cada tramo del desmonte entre bermas. 
 
1.1.4. Influencia de la estructura del macizo rocoso 
La estructura del macizo rocoso puede tener una influencia importante en la operación de 
voladura. Entre otros aspectos cabe destacar: 
§ Si las discontinuidades del macizo buzan hacia el talud, la voladura puede provocar 
proyecciones en cabeza y futuras inestabilidades del talud final. Si las discontinuidades 
buzan contra el talud, la voladura puede provocar extraplomos y fallos de voladura en 
repiés. 
§ Si las discontinuidades del macizo son paralelas a la cara libre, el control del talud y su 
recorte serán buenos. Si las discontinuidades son oblicuas, pueden producirse 
salientes y entrantes en el talud. 
§ Si existen niveles blandos o porosos, estratos abiertos, fallas o juntas muy abiertas, 
será necesario retacar el nivel para evitar la pérdida de la energía de la voladura y la 
salida de gases que pueden provocar proyecciones. 
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§ Si existen oquedades, será necesario retacar aquellas que son atravesadas por los 
barrenos. Si son pequeñas, éstas pueden rellenarse. Si se localizan en el fondo del 
barreno, pueden disponerse tapones. 
 
1.2 Variables geométricas de los barrenos 
1.2.1. Diámetro de los barrenos 
La elección del diámetro de los barrenos depende de las características geológico-geotécnicas 
del macizo rocoso, la altura de banco, la configuración del explosivo dentro del barreno, la 
granulometría deseada del material volado (fragmentación), el coste de la perforación y de la 
voladura, y del equipo de carga y transporte disponible. 
Así, un diámetro reducido permite una malla más cerrada que distribuye la carga de manera más 
uniforme, reduciendo el consumo específico. Sin embargo, los costes de perforación aumentarán 
así como los de carga de los barrenos, retacado y conexión de la secuencia de encendido (se 
invierte más tiempo y mano de obra). 
El uso diámetros grandes lleva a diseñar una malla más abierta que genera normalmente una 
fragmentación más gruesa, lo que supone un mayor rendimiento de la perforación (en términos 
de m3 de material volado por m perforado) y una disminución del coste global de la perforación y 
voladura. Además, existe la posibilidad de realizar la carga de forma mecanizada y se consigue 
una mejor configuración de la pila de roca volada, lo que permite aumentar el rendimiento de los 
equipos de carga. No obstante, debe cuidarse el esquema de perforación en macizos con 
discontinuidades de espaciamiento amplio, ya que una malla abierta puede dar lugar a 
granulometrías de elevado tamaño; en estos casos, se recomienda que el espaciamiento entre 
barrenos sea menor que la separación media entre discontinuidades. 
 
1.2.2. Altura de banco 
La altura de banco es función de la morfología del terreno y de los equipo de perforación 
disponibles. Las alturas de banco entre 10 y 15 metros se consideran las más económicas de 
operar y menos peligrosas. Una altura superior puede dificultar y reducir el rendimiento del saneo 
posterior a la voladura dado que el acceso al frente podría ser difícil y la pila de material a retirar 
ser más alta que el óptimo para la maquinaría de carga. 
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Además, alturas de banco altas aumentan la probabilidad de errores de desviación en la 
perforación y pueden ocasionar inestabilidades potenciales del talud del frente de voladura. 
Por el contrario, si la altura de banco no es lo suficientemente grande, es posible que no pueda 
establecerse los valores óptimos para la piedra y el espaciamiento para conseguir un buen 
rendimiento de la voladura. Además, si los barrenos son demasiado cortos, será necesario 
aumentar la malla de perforación y el diámetro de los barrenos para distribuir adecuadamente la 
carga explosiva. 
 
1.2.3. Inclinación de los barrenos 
La inclinación de los barrenos permite un uso más efectivo de la energía del explosivo en el pie 
del banco y en la zona del retacado ya que hay una mayor proporción de carga que se orienta 
hacia la cara libre (Figura 2). Como consecuencia de ello: 
§ Es posible utilizar una malla más amplia, reduciéndose el consumo de explosivo. 
§ Aumenta el rendimiento de la perforación, mejora la fragmentación en la zona del 
retacado (donde suelen aparecer tamaños de fragmentación mayores a los esperados 
en el resto de la voladura) y aumenta el desplazamiento de la pila de material al 
proporcionar un mayor ángulo de salida. 
§ Genera taludes más seguros (no verticales) y mejor perfilados 
§ Reduce la sobreperforación necesaria y mejora notablemente la calidad de la voladura 
en el pie, reduciendo las vibraciones (se disminuye la cantidad de energía que se disipa 
en el pie del barreno). 
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Figura 2: Beneficios del empleo de barrenos inclinados en la eficiencia de la voladura: (a) barrenos sin inclinación; 
(b) barrenos inclinados (modificada de la “Guía de buenas prácticas en el diseño y ejecución de voladuras en 
banco”2) 
 
La inclinación de los barrenos también presenta algunos inconvenientes, fundamentalmente 
aumentar la longitud del barreno (mayor coste global) e incrementar el coste de la perforación al 
aumentarse el consumo de fungibles (mayor desgaste en las bocas, varillaje y estabilizadores) y 
dificultarse la evacuación del detritus. Además, los barrenos inclinados suponen una mayor 
dificultad para su replanteo y son más susceptibles de desviarse, por lo que requiere de un 
adecuado control de la ejecución. 
 
 
 
 
2 Ministerio para la transición ecológica y el reto demográfico, Guía de buenas prácticas en el diseño y ejecución de 
voladuras en banco, Dirección General de Política Energética y Minas, Madrid (2017). 
Energía 
desperdiciada
(a) (b)
Mala 
fragmentación
Energía útil
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1.2.4. Piedra y espaciamiento 
La piedra es, junto con el diámetro de perforación, el principal parámetro que define una voladura. 
De forma general, la piedra depende del diámetro de perforación, las propiedades geomecánicas 
de las rocas a volar, los explosivos a utilizar, la altura de banco y el grado de fragmentación y el 
desplazamiento deseados. 
Por su parte, el espaciamiento depende de la piedra, del tiempo de retardo y la secuencia de 
encendido. Como regla general, éste debe estar comprendido entre 1 y 1,25 veces la piedra para 
conseguir una buena fragmentación. 
Un espaciamiento excesivo da lugar a un frente irregular y una fracturación inadecuada, con 
tamaños de bloques grandes que requerirán un taqueo posterior. Por el contrario, un 
espaciamiento demasiado pequeño supone un aumento del coste (por aumentarse los metros 
lineales de perforación), un aumento de la fragmentación de la roca y la posibilidad de generar 
sobreexcavaciones y repiés. 
 
1.2.5. Sobreperforación 
La sobreperforación es la profundidad que se prolonga la perforación por debajo del pie del banco 
y tiene como fin reducir los repiés tras la voladura. Sin embargo, una sobreperforación excesiva 
supone un aumento de las longitudes de perforación (mayor coste), mayores niveles de vibración 
y la posibilidad de un mal acabado del pié del talud final (o una fragmentación en la cabeza del 
banco siguiente, en caso de que el banco se localice por encima de otro banco). 
Como regla práctica, se recomienda que la sobreperforación sea igual a un tercio de la piedra. 
 
1.2.6. Retacado 
El retacado tiene como fin confinar y retener los gases de la explosión, minimizando el riesgo de 
proyecciones y facilitandoel máximo trabajo de fragmentación de la roca. Un retacado 
demasiado corto tiende a producir una rotura excesiva y un frente irregular, así como puede 
provocar un aumento de las vibraciones y de la onda aérea. Por el contrario, un exceso de 
retacado supone una gran cantidad de bloques y poco esponjamiento de la pila de roca volada. 
Como regla práctica, se recomienda que el retacado sea mayor a veinticinco veces el diámetro 
de perforación e inferior a sesenta veces. 
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1.3 Variables de la configuración del banco 
1.3.1. Esquema de perforación 
El esquema de perforación viene determinado por la piedra y el espaciamiento. En las voladuras 
en banco, las configuraciones más frecuentes son las de cuadrado / rectángulo y al tresbolillo 
(escalonado). Estos últimos proporcionan un reparto más uniforme de la energía del explosivo 
en el macizo. 
 
1.3.2. Tamaño de la voladura 
Las dimensiones de una voladura deben proyectarse para que sean las mayores posibles, lo que 
favorece la fragmentación conseguida y mejora el rendimiento de los equipos de perforación y 
carga. Un buen punto de partida es que la longitud del banco debe ser del orden de 3 veces su 
anchura. 
 
1.3.3. Configuración del frente libre 
La configuración geométrica de disposición de barrenos más eficaz corresponde a una 
distribución espacial del explosivo en la que cada uno de los puntos del terreno equidista del 
centro de la carga. Para lograr esta configuración óptima (i) los planos que contienen los barrenos 
y la cara libre deben ser aproximadamente paralelos, y (ii) la secuencia de encendido debe 
facilitar la configuración de un frente libre para los barrenos más próximos. 
 
1.4 Variables relacionadas con los explosivos 
1.4.1. Tipo de explosivos y colocación en el barreno 
El explosivo a emplear debe adecuarse al tipo de roca a excavar. Como reglas generales se 
puede indicar que: 
§ Para la voladura de rocas de tipo masivo, con resistencia a la compresión de valores 
medios y elevados (mayores a 70 MPa), deben emplearse explosivos de elevada 
potencia y velocidad de detonación. 
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§ Para voladuras de rocas estratificadas, fracturadas y/o diaclasadas, deben emplearse 
explosivos de baja potencia y velocidad de detonación. 
Para lograr el arrancamiento de la roca en la parte inferior del barreno, donde la resistencia es 
mayor (el arrancamiento se consigue fundamentalmente superando la resistencia a corte, que 
será mayor cuanto mayor sea la profundidad del barreno), la carga en fondo debe ser superior a 
la carga en columna. 
En general, los explosivos más densos y potentes (como las gomas o los hidrogeles) son más 
adecuados como carga en fondo, mientras que los menos densos y de menor potencia (por 
ejemplo los anfos) son más adecuados como carga en columna. No obstante, la diferenciación 
entre carga en fondo y en columna será mayor cuanto más dura y sana sea la roca. 
 
1.4.2. Iniciación de las cargas del explosivo 
La iniciación de los explosivos de un barreno se suele realizar con un cartucho cebo en el que 
se coloca el detonador que provoca la explosión de dicho cartucho y hace detonar por simpatía 
el resto de explosivo del barreno. En ocasiones, este cartucho cebo inicia a un cordón detonante 
que es quien inicia los explosivos. Para iniciar explosivos de baja sensibilidad, se emplean 
además multiplicadores. 
El cebado de los barrenos puede realizarse en fondo o en cabeza. El cebado en fondo produce 
una mejor utilización de la energía del explosivo, con lo que se consiguen mejores resultados en 
cuanto a fragmentación y desplazamiento. No obstante, esto requiere unas buenas condiciones 
de carga en el barreno para poder dejar caer los cartuchos de cebo en la sobreperforación sin 
que queden bloqueados en el barreno o atrapados en el fondo. 
 
1.4.3. Retardos y secuencia de encendido 
El diseño de los tiempos de retardo entre barrenos y la secuencia de encendido busca: 
§ Disminuir las cargas operantes. 
§ Reducir las vibraciones, las proyecciones y/o la onda aérea. 
§ Aumentar la efectividad de los mecanismos de rotura. 
§ Controlar la sobreexcavación y el desplazamiento, y reducir los repiés. 
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La combinación entre retardos y secuencia de encendido debe obtener una óptima 
fragmentación de la roca. Así, los retardos entre barrenos de un misma fila deben estar entre 5 
– 10 ms por metro de espaciamiento, mientras que los retardos entre filas deben estar entre 10 
– 30 ms por metro de piedra. 
Para macizos de rocas ígneas (gran dureza) se emplean retardos reducidos mientras que en 
macizos de rocas sedimentarias (menor dureza) los retardos son mayores. Los tiempos entre 
barrenos y filas se determinan en base a las piedras y espaciamientos, siendo el primer barreno 
en detonar aquel que tenga mejor salida a una o varias caras libres y una piedra media reducida. 
 
1.5 Rendimiento de la voladura 
1.5.1. Perforación específica y rendimiento de la perforación 
La perforación específica indica la longitud de barrenos perforados por metro cúbico de roca 
volada: 
𝑃! =
𝐻 cos 𝛼⁄ + 𝐽
𝐵 cos 𝛼⁄ · 𝑆 · 𝐻
	 
Donde 𝑃! es la perforación específica (en m/m3), 𝐻 es la altura de banco (en m), 𝐽 es la 
sobreperforación (en m), 𝐵 es la piedra (en m), 𝑆 es el espaciamiento entre barrenos (en m) y 𝛼 
es la inclinación de los barrenos. 
La perforación específica está relacionada con el diámetro del barreno y con la volabilidad de 
las rocas. 
De forma similar, se puede el definir el rendimiento de la perforación, 𝑅 (en m/m3) como el 
volumen de roca arrancado por cada metro lineal de perforación: 
𝑅 =
𝐵 · 𝑆 · 𝐻 cos 𝛼
𝐻 + 𝐽
	 
Este factor, multiplicado por la velocidad de perforación, determinará la capacidad de arranque 
del equipo de perforación. 
 
 
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1.5.2. Consumo específico de explosivos 
La carga específica o consumo específico indica la cantidad de explosivos necesaria para 
producir la voladura de un metro cúbico de roca a una granulometría dada y en las condiciones 
de diseño previstas. El consumo específico aumenta con el aumento del diámetro de los 
barrenos, cuanto mayor es la resistencia de la roca, cuando se desea un mayor grado de 
fragmentación, desplazamiento y esponjamiento, y con una distribución inadecuada de la carga 
o una relación longitud/anchura de la voladura no adecuada. 
El consumo específico 𝐶𝐸 (en kg/m3) puede definirse como: 
𝐶𝐸 =
𝑄" · cos 𝛼
𝐵 · 𝑆 · 𝐻
 
Donde 𝑄" es la carga total por barreno (en kg) y el término 𝐵 · 𝑆 · 𝐻/ cos 𝛼 corresponde al volumen 
de roca arrancado por la voladura (en m3). 
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2. VOLADURAS EN EXTERIOR: DISEÑO DE LA VOLADURA 
El diseño de una voladura en exterior tiene como fin determinar la geometría y configuración de 
los barrenos, así como las cargas y retardos, concretando en cada caso las diferentes variables 
y parámetros que los definen. También deben diseñarse las voladuras de contorno para asegurar 
un buen acabado de los taludes y una minimización del daño al resto del macizo rocoso. 
 
2.1 Geometría y configuración de los barrenos 
2.1.1. Variables y parámetros 
Las variables y parámetros a definir respecto la geometría y la configuración de los barrenos 
mediante el diseño de la voladura son: 
§ El diámetro de la perforación, 𝑑 (en mm). 
§ La piedra, 𝐵 (en m). 
§ La sobreperforación, 𝐽 (en m). 
§ La inclinación del barreno, 𝛼 (en º). 
§ La longitud del barreno, 𝐿 (en m). 
§ La longitud de retacado, 𝑇 (en m). 
§ El espaciamiento,𝑆 (en m). 
§ El esquema de perforación. 
Adicionalmente, será necesario determinar la altura de banco, 𝐻 (en m). 
 
2.1.2. Altura de banco 
La altura de banco 𝐻 viene determinada por la morfología del terreno, y su óptimo, en términos 
de operación y seguridad, se encuentra entre 10 y 15 m. 
Además, para conseguir una buena fragmentación y desplazamiento es recomendable que se 
cumpla que la relación entre la altura de banco y la piedra (𝐵), denominada relación de rigidez 
𝐻/𝐵 se encuentre en torno a 4, o al menos sea mayor a 3. 
 
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2.1.3. Diámetro de perforación 
El primer paso del diseño de una voladura suele ser la selección del diámetro de perforación 𝑑 
en base al macizo rocoso a volar, la altura de banco, la configuración del explosivo dentro del 
barreno, la fragmentación deseada, el coste de la perforación y el equipo de carga disponible. El 
diámetro de perforación podrá variar posteriormente si se considera adecuado a medida que se 
diseña la voladura (entrándose así en un proceso iterativo de diseño). 
En base a los equipos de perforación existentes, los diámetros posibles de perforación son (en 
mm): 22, 33, 38, 41, 51, 64, 76, 89, 127, 152, 230, 300 y 381. De éstos, los más normales están 
entre 51 mm y 89 mm. 
 
2.1.4. Piedra 
Dada la complejidad de los mecanismos de rotura y la influencia de las condiciones geológicas 
del macizo en los resultados de la voladura, existen muchas ecuaciones sencillas y complejas 
para calcular la piedra 𝐵. Estas expresiones resultan útiles para un primer diseño preliminar, 
debiéndose establecer la piedra de diseño como el resultado de un proceso de prueba y error, 
auxiliado por herramientas informáticas y/o a partir los propios resultados que se van obteniendo 
a medida que se ejecutan voladuras en el macizo rocoso. En cualquier caso, el valor de la piedra 
suele ser menor que 45 veces el diámetro de perforación. 
La fórmula de Langefors y Kihlstrom¡Error! No se encuentra el origen de la referencia. es posiblemente la 
expresión más utilizada para realizar un primer diseño. De acuerdo con estos autores se puede 
determinar la piedra máxima 𝐵#$% (en m) como: 
𝐵#$% =
𝑑
33
· 8
𝜌!,' · 𝑃𝑅𝑃
𝑐∗ · 𝑓 · 𝑆/𝐵
 
 
Donde 𝜌!,' es la densidad del explosivo en fondo (en kg/dm3), 𝑃𝑅𝑃 es la potencia relativa en 
peso del explosivo (que se encuentra alrededor de 0,70 para anfos, 0,85 para dinamitas y 0,80 
para emulsiones e hidrogeles), 𝑆/𝐵 es la relación espaciamiento / piedra, 𝑓 es el factor de fijación 
que depende de la inclinación de los barrenos (barrenos verticales 1, barrenos inclinados 3:1 0,9 
y barrenos inclinados 2:1 0,85) y 𝑐∗ es la “constante de roca” de valor: 
𝑐∗ = 𝑐 + 0,75		𝑠𝑖	𝐵 > 1,4	𝑚 
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𝑐∗ = 𝑐 +
0,07
𝐵
		𝑠𝑖	𝐵 < 1,4	𝑚 
Siendo 𝑐 la cantidad de explosivo necesaria para fragmentar 1 m3 de roca; en voladuras a cielo 
abierto y rocas duras se puede tomar 𝑐 = 𝑐∗= 0,4. 
A partir de 𝐵#$% se obtiene el valor de la piedra de diseño teniendo en cuenta el error de 
perforación: 
𝐵 = 𝐵#$% − 𝑒) − 𝑑" · 𝐻 
Donde 𝑒) es el error de emboquille, que puede considerarse igual al diámetro de perforación, y 
𝑑" es la desviación de los barrenos, que puede asumirse alrededor del 3%. Por tanto se tiene: 
𝐵 = 𝐵#$% −
𝑑
1000
− 0,03 · 𝐻 
 
2.1.5. Sobreperforación 
La rotura en el fondo de los barrenos se produce en forma de conos invertidos cuyo ángulo 
depende de las características geológicas y tectónicas del macizo. En cualquier caso, para 
asegurar que dichas superficies cónicas se intersectan a nivel de banco se define la 
sobreperforación 𝐽 (en m) como: 
𝐽 = 0,3 · 𝐵 
 
2.1.6. Inclinación del barreno 
La inclinación del barreno 𝛼 debe establecerse en cada caso en función de las características de 
diaclasado de la roca y del buzamiento del talud deseado tras la voladura, de forma que se 
asegure la estabilidad futura del mismo, en función de sus propiedades geotécnicas. 
 
2.1.7. Longitud del barreno 
La longitud del barreno 𝐿 depende de la altura del banco 𝐻, la sobreperforación 𝐽 y el ángulo de 
inclinación de los barrenos 𝛼, y puede obtenerse como: 
𝐿 =
𝐻 + 𝐽
cos 𝛼
 
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2.1.8. Longitud de retacado 
La práctica habitual es dejar un retacado de valor comprendido entre la piedra y la mitad de ésta 
según los riesgos de proyecciones y el tamaño máximo de bloques deseado: 
 
0,5 · 𝐵 < 𝑇 < 𝐵 
 
No obstante, se recomienda que el retacado sea mayor a veinticinco veces el diámetro de 
perforación para evitar proyecciones, onda aérea y sobreexcavaciones (𝑇 ≥ 25 · 𝑑) e inferior a 
sesenta veces (𝑇 ≤ 60 · 𝑑). 
 
2.1.9. Esquema de perforación y espaciamiento 
El esquema de perforación que mejor funciona en una voladura en banco es con una disposición 
de los barrenos al tresbolillo, formando triángulos equiláteros, lo que consigue una mejor 
distribución de la energía y facilita el diseño de la secuencia de encendido y la dirección de salida 
de la voladura. Este esquema alcanza su óptimo para un espaciamiento 𝑆 igual a: 
𝑆 = 1,15 · 𝐵 · cos 𝛼 
Siendo 𝐵 la piedra y	𝛼 la inclinación del barreno. En cualquier caso, es recomendable que se 
cumpla: 
𝐵 ≤ 𝑆 ≤ 1,25 · 𝐵 
 
2.2 Cargas y retardos 
2.2.1. Variables y parámetros 
Las variables y parámetros a definir respecto a los explosivos y cargas en el barreno son: 
La altura de la carga en fondo, 𝐿' (en m). 
§ La altura de la carga en columna, 𝐿* (en m). 
§ La carga en fondo, 𝑄' (en kg). 
§ La carga en columna, 𝑄* (en kg). 
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§ La carga total en el barreno, 𝑄" (en kg). 
§ El consumo específico, 𝐶𝐸 (en kg/m3) 
§ Los tiempos de retardo entre barrenos de una misma fila, 𝑇𝑅𝐵 (en ms). 
§ Los tiempos de retardo entre filas de barrenos, 𝑇𝑅𝐹 (en ms). 
 
2.2.2. Altura de la carga en fondo 
La carga explosiva en el fondo del barreno necesita desarrollar un trabajo mecánico muy grande 
para fragmentar el material y formar un nuevo pie de banco. El mayor grado de eficiencia de la 
carga en fondo se consigue con una altura de aproximadamente un tercio de la piedra sobre el 
pie del banco, y la carga en fondo ya no desarrolla ningún trabajo útil en el pie del banco a partir 
de una altura igual a la piedra. 
Así, los valores más habituales para la altura de la carga en fondo 𝐿', teniendo en cuenta la 
definición de la sobreperforación, son: 
0,6 · 𝐵 < 𝐿' ≤ 1,3 · 𝐵 
2.2.3. Altura de la carga en columna 
Por pura definición geométrica, la altura de la carga en columna 𝐿* depende de la longitud del 
barreno 𝐿, la altura de la carga en fondo 𝐿' y la longitud de retacado 𝑇: 
𝐿* = 𝐿 − 𝐿' − 𝑇 
2.2.4. Carga de fondo 
En general, la densidad de la carga en fondo 𝑞' (en kg/m) es igual a: 
𝑞' =
𝜋 · 𝑑+ · 𝜌!,'
4000
 
Siendo 𝜌!,' la densidad del explosivo empleado en fondo (en t/m3). 
Por tanto, la carga en fondo 𝑄' del barreno se obtiene como (en kg): 
𝑄' = 𝑞' · 𝐿' 
Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras – Diseño de voladuras 
© Structuralia 20 
 
2.2.5. Carga de columna 
En general, la densidad de la carga en columna 𝑞* (en kg/m) es igual a: 
𝑞* =
𝜋 · 𝑑+ · 𝜌!,*
4000
 
Siendo 𝜌!,* la densidad del explosivo empleado en columna (en t/m3). 
Por tanto, la carga en columna 𝑄* del barreno se obtiene como (en kg): 
𝑄* = 𝑞* · 𝐿* 
2.2.6. Carga total en el barreno y consumo específico 
La carga total en el barreno 𝑄" será igual a la suma de la carga en fondo 𝑄' y la carga en columna 
𝑄*: 
𝑄" = 𝑄' + 𝑄* 
Así, conocida la carga total en el barreno, se puede definir el consumo específico 𝐶𝐸: 
𝐶𝐸 =
𝑄" · cos 𝛼
𝐵· 𝑆 · 𝐻
 
 
2.2.7. Tiempo de retardo entre barrenos de una misma fila 
El retardo entre barrenos de una misma fila permite reducir las vibraciones y proyecciones al 
reducir la carga simultánea y mejorar la salida del escombro. 
De entre las diferentes expresiones que existen para calcular el tiempo de retardo entre barrenos 
de una misma fila 𝑇𝑅𝐵, una sencilla y que proporciona buenos resultados es (ms por m de 
piedra): 
𝑇𝑅𝐵 = 2 · P
𝜌,
𝐶𝐸
 
Siendo 𝜌, la densidad de la roca a volar (en t/m3) y 𝐶𝐸 el consumo específico (en kg/m3). 
 
 
Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras - Diseño de voladuras 
 21 © Structuralia 
 
2.2.8. Tiempo de retardo entre filas de barrenos 
El retardo entre filas permite crear una superficie libre que refleja las ondas de choque, con lo 
que se consigue una voladura más económica, con menores proyecciones y con mejor 
granulometría del escombro (menor pulverización y menores tamaños máximos). 
El tiempo de retardo entre filas de barrenos 𝑇𝑅𝐹 puede determinarse como (ms por m de piedra): 
𝑇𝑅𝐹 = 𝑘 · 𝑇𝑅𝐵 
Donde 𝑘 es un coeficiente que tiene un valor de entre 2 y 3 en función del equipo de carga a 
emplear (tiempos de retardo pequeños dan lugar a pilas de material adecuadas para el uso de 
palas excavadoras, mientras que tiempos de retardo mayores generan pilas adecuadas para 
palas cargadoras). 
 
2.2.9. Dirección de la voladura 
La secuencia de disparo mediante retardos puede además emplearse para dirigir la salida de la 
voladura, tal y como muestra la Figura 3. 
 
 
 
Figura 3: Dirección de la salida de la voladura mediante secuenciación de los barrenos (modificado de la “Guía de 
buenas prácticas en el diseño y ejecución de voladuras en banco”3) 
 
3 Ministerio para la transición ecológica y el reto demográfico, Guía de buenas prácticas en el diseño y ejecución de 
voladuras en banco, Dirección General de Política Energética y Minas, Madrid (2017). 
Barreno
Retardo (ms)
Dirección de salida buscada
Línea de tiro
Plano de salida 
buscado
Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras – Diseño de voladuras 
© Structuralia 22 
 
2.3 Voladuras de contorno 
2.3.1. Generalidades y espaciamiento 
Las voladuras de contorno se ejecutan para perfilar los contornos de una excavación, de forma 
que queden superficies sanas, estables y regulares. Para ello se delimita la superficie de 
contorno con barrenos de diámetro inferior a 100 mm, perforados bastante próximos entre sí y 
poco cargados, que posteriormente se disparan simultáneamente. Existen fundamentalmente 
tres tipos de voladuras de contorno siendo éstas la perforación de una fila de barrenos vacíos, el 
precorte y el recorte: 
§ Los barrenos vacíos no llevan carga alguna y se disponen con un espaciamiento que 
suele encontrarse entre 2 y 5 veces el diámetro de perforación, en función de las 
condiciones del terreno. Los barrenos “normales” de la voladura se perforan a la piedra 
y el espaciamiento calculado, por delante del talud final (en el cual se disponen los 
barrenos vacíos). Se debe evitar que ningún barreno quede a una distancia menor de 
10 veces el diámetro de perforación para no dañar el talud final. 
§ Los barrenos de precorte se disparan con anterioridad a los de destroza (“barrenos 
normales” que son los responsable de la voladura principal) y con un espaciamiento 
que suele encontrarse entre 8 a 12 veces el diámetro de perforación. Se ha visto que 
con un espaciamiento de 1 m se consiguen buenos resultados4. 
§ Los barrenos de recorte se disparan con posterioridad a los de destroza y con un 
espaciamiento que suele encontrarse entre 13 a 16 veces el diámetro de perforación. 
Los barrenos de recorte pueden dispararse separadamente o conjuntamente con la 
destroza con un cierto retardo. 
Adicionalmente, en el empleo el precorte y el recorte pueden intercalarse barrenos vacíos entre 
barrenos cargados (para crear una línea de menor resistencia) y/o desacoplar las cargas, es 
decir crear una holgura dentro del propio barreno entre el explosivo y el barreno, de forma que 
se crea una cámara de aire que amortigua la onda de choque producida por la voladura. 
 
 
4 Ministerio para la transición ecológica y el reto demográfico, Guía de buenas prácticas en el diseño y ejecución de 
voladuras en banco, Dirección General de Política Energética y Minas, Madrid (2017). 
Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras - Diseño de voladuras 
 23 © Structuralia 
 
2.3.2. Carga por unidad de longitud 
La carga a disponer en los barrenos de precorte y recorte por unidad de longitud 𝑞 (en kg/m) 
puede estimarse como: 
𝑞 = 𝑘 · 𝑑+ 
Donde 𝑘 es un coeficiente que varía ente 8·10-5 y 10·10-5, si bien puede tomarse como 8,5·10-5 
en base a ensayos experimentales5. 
 
2.4 Ejemplo 
Para ilustrar el procedimiento de diseño de una voladura en banco se recoge a continuación un 
sencillo ejemplo. Los datos de partida son los siguientes: 
§ Altura de banco, 𝐻 = 10	𝑚. 
§ Diámetro de la perforación, 𝑑 = 89	𝑚𝑚. 
§ Explosivos a emplear: 
o Fondo à hidrogel encartuchado de 75 mm de diámetro 𝜌!,' = 1,2	𝑡/𝑚-. 
o Columna à anfo a granel	𝜌!,* = 	0,8	𝑡/𝑚-. 
§ Inclinación de los barrenos, 𝛼 = 20°. 
El objetivo es determinar la geometría de los barrenos y el consumo específico. 
Con los datos de partida podemos determinar las concentraciones lineales de carga en fondo y 
en columna: 
𝑞' =
𝜋 · 𝑑*$,./*01+ · 𝜌!,'
4000
=
𝜋 · (75 · 1.10)+ · 1,2
4000
= 6,4	𝑘𝑔/𝑚 
𝑞* =
𝜋 · 𝑑+ · 𝜌!,*
4000
=
𝜋 · 89+ · 0,8
4000
= 5	𝑘𝑔/𝑚 
 
5 Ministerio de Obras Públicas y Transportes, Manual para el control y el diseño de voladuras en obras de carretera, 
Dirección General de Carreteras, Madrid (1993). 
Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras – Diseño de voladuras 
© Structuralia 24 
 
Donde en la determinación de 𝑞' se ha considerado que los cartuchos sufrirán un aplastamiento 
debido al peso de los otros materiales en el barreno (carga en columna y retacado) y por tanto 
aumentarán un 10% su diámetro. 
Conocido el diámetro de perforación, para diseñar geométricamente los barrenos el parámetro 
principal a definir es la piedra, la cual debe estar limitada a: 
𝐵#$% < 45 · 𝑑 = 45 · 0,089 = 4	𝑚 
Para calcularla podemos emplear la expresión de Langefors y Kihlstrom6: 
𝐵#$% =
𝑑
33
· 8
𝜌!,' · 𝑃𝑅𝑃
𝑐∗ · 𝑓 · 𝑆/𝐵
 
No obstante, dado que conocemos la concentración lineal de carga en fondo 𝑞', podemos aplicar 
una expresión equivalente (obtenida realizando un par de operaciones matemáticas y 
considerando los valores habituales para las variables que intervienen): 
𝐵#$% = 𝑘 · Z𝑞' 
Donde 𝑘 es un coeficiente que depende del tipo de explosivo en fondo e igual a 1,36 para anfos, 
1,47 para dinamitas y 1,45 para emulsiones e hidrogeles. Por tanto: 
𝐵#$% = 1,45 · Z6,4 = 3,7	𝑚 
Y con ello, la piedra práctica 𝐵 valdrá: 
𝐵 = 𝐵#$% −
𝑑
1000
− 0,03 · 𝐻 = 3,7 −
89
1000
− 0,03 · 10 = 3,3	𝑚 
Comprobamos que H/B > 3. Definimos a continuación los demás parámetros: 
Espaciamiento: 
[𝑆#$% = 1,25 · 𝐵 = 1,25 · 3,3 = 4,13	𝑚																					𝑆 = 1,15 · 𝐵 · cos 𝛼 = 1,15 · 3,3 · cos 20 = 3,56	𝑚 			→ 𝑆 = 3,6	𝑚 
Sobreperforación: 
𝐽 = 0,3 · 𝐵 = 0,3 · 3,3 = 0,99	𝑚 → 𝐽 = 1	𝑚 
 
6 U. Langefors and B. Kilström, Técnica Moderna de Voladura de Rocas, Wiley, Suecia (1987). 
Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras - Diseño de voladuras 
 25 © Structuralia 
 
Longitud de los barrenos 
𝐿 =
𝐻 + 𝐽
cos 𝛼
=
10 + 1
cos 20
= 11,7	𝑚 
Retacado 
𝑇 = 𝐵 = 3,3	𝑚 > 25 · 𝑑 = 2,2	𝑚 
 
Altura de la carga en fondo 
[
𝐿' ≤ 0,6 · 𝐵 = 1,9	𝑚
𝐿' ≥ 1,3 · 𝐵 = 4,3	𝑚
	→ 𝐿' = 𝐵 = 3,3	𝑚 (se toma dicho valor para evitar 𝐿* reducida) 
Altura de la carga en columna 
𝐿* = 𝐿 − 𝐿' − 𝑇 = 11,7 − 3,3 − 3,3 = 5,1	𝑚 
Carga en fondo 
𝑄' = 𝑞' · 𝐿' = 6,4 · 3,3 = 21,12	𝑘𝑔 
Carga en columna 
𝑄* = 𝑞* · 𝐿* = 5 · 5,1 = 25,5	𝑘𝑔Carga por barreno 
𝑄" = 𝑄' + 𝑄* = 21,12 + 25,5 = 46,62	𝑘𝑔 
Consumo específico 
𝐶𝐸 =
𝑄" · cos 𝛼
𝐵 · 𝑆 · 𝐻
=
46.62 · cos 20
3,3 · 3,6 · 10
= 0,37	𝑘𝑔/𝑚- 
 
Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras – Diseño de voladuras 
© Structuralia 26 
 
3. VOLADURAS EN TÚNELES: ASPECTOS GENERALES 
La voladura en interiores, en túneles o en cualquier obra subterránea es similar en esencia a las 
voladuras en exterior, en cuanto a que se utilizan los mismos explosivos y éstos se introducen 
en barrenos. Sin embargo, fuera de esto, existen una serie de diferencias que es necesario 
conocer para abordar con éxito una voladura en interior. Entro otros aspectos, en las voladuras 
subterráneas no hay un frente libre y es necesario crearlo, lo que da lugar a que los esquemas 
de voladura sean completamente distintos a los de una voladura en exterior. 
 
3.1 Diferencia con las voladuras en banco y ciclo de excavación 
3.1.1. Diferencias entre voladuras en banco y voladuras subterráneas 
Las voladuras en obras subterráneos como túneles y galerías presentan algunas diferencias 
sustanciales respecto a las voladuras a cielo abierto. Las principales diferencias entre voladuras 
en banco y voladuras subterráneas se pueden resumir en: 
§ Las voladuras subterráneas se realizan bajo el terreno, lo cual supone avanzar bajo la 
roca que se excava (las excavaciones verticales, por ejemplo para crear pozos o 
galería de ventilación, son menos habituales). Esto implica que la excavación se realiza 
en dirección horizontal, con pendientes inferiores al 10%, y manteniendo un frente de 
excavación vertical o algo inclinado del cual es necesario asegurar su estabilidad. 
§ Las voladuras en obras subterráneas son mucho más confinadas que las voladuras en 
exterior dado que la cara libre es menor. Esto ocasiona que el desplazamiento y 
fragmentación de la roca esté más restringido, lo que lleva a un consumo específico 
de explosivos mayor. 
§ La inexistencia de un frente libre obliga a buscarlo con la primera parte de la pega, lo 
que da lugar al “cuele”. La terminación de la sección del túnel es igualmente importante, 
por lo que debe realizarse una buena voladura de contorno. 
§ La carga y transporte del material volado supone una problemática adicional dado el 
entorno subterráneo en que se realiza y lo restringido de los espacios. 
§ Así, la distribución de la carga en la voladura debe ser lo más homogénea posible, de 
cara a obtener una fragmentación que facilite la carga y transporte. Para ello, el 
explosivo debe repartirse en pequeñas cantidades y en barrenos de pequeño diámetro. 
Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras - Diseño de voladuras 
 27 © Structuralia 
 
§ La influencia de la estructura (discontinuidades) del macizo rocoso es mayor que en 
las voladuras en banco, en especial el ángulo que forma la trayectoria del túnel con las 
direcciones preponderantes de fracturación del macizo rocoso puede condicionar 
fuertemente la operación de voladura. 
El diseño de las voladuras subterráneas se asemeja más al de las voladuras en banco en los 
casos de excavaciones de grandes cavernas o en voladuras de producción en minería 
subterránea, donde los espacios son amplios y las voladuras poco confinadas. 
 
3.1.2. Ciclo de excavación en voladuras subterráneas 
El ciclo de excavación en voladuras subterráneas es similar al de las voladuras en banco y se 
resume en las 8 fases siguientes (ordenadas cronológicamente): 
§ Perforación de barrenos: una vez preparada la superficie, se replantea la posición de 
los barrenos en el frente y se procede a su perforación. La perforación puede llevarse 
a cabo con perforadoras hidráulicas o neumáticas, operadas manualmente o montadas 
en equipos realizando una perforación mecanizada. Habitualmente se utilizan jumbos. 
§ Carga del explosivo: una vez perforados los barrenos se introducen los explosivos en 
su interior. Dependiendo de la altura del túnel, la carga se puede efectuar desde la 
base del frente o desde una plataforma, y en función del tipo de explosivo, se utiliza un 
equipo de carga manual o mecanizado. 
§ Conexionado y disparo: de forma similar a una voladura en banco, una vez se ha 
cargado el explosivo, se ceban los barrenos y/o se dispone el cordón detonante, según 
el caso, se realizan las conexiones y se procede al disparo de la voladura. 
§ Evacuación de los gases y polvo: una vez efectuada la voladura se debe ventilar el 
aire contaminado de polvo y gases antes de que el personal vuelva al túnel. Esta 
ventilación es casi siempre forzada. 
§ Desescombro: tras la ventilación se puede llevar a cabo la carga y transporte de la 
roca volada al exterior del túnel. Para ello pueden emplearse vagonetas, camiones o 
cintas transportadoras. 
Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras – Diseño de voladuras 
© Structuralia 28 
 
§ Saneo del nuevo frente: la estabilidad del nuevo frente debe asegurarse mediante un 
saneo de éste. Esta operación se realiza en dos fases, una primera antes del 
desescombro y una segunda tras éste. 
§ Aplicación del sostenimiento: además de asegurar la estabilidad del frente, en 
ocasiones es necesario proceder al sostenimiento del avance excavado para 
garantizar su estabilidad (por ejemplo mediante bulones, gunita o cerchas). Esta 
operación puede realizarse tras el desescombro o simultáneamente con éste, 
dependiendo de la calidad de la roca. 
§ Replanteo de una nueva voladura: finalizado todo el proceso, éste comienza 
nuevamente, preparando la superficie y replanteando la posición de los nuevos 
barrenos en el frente. 
De estas fases, las correspondientes a la evacuación de los gases y polvo y el sostenimiento, 
así como una parte de las operaciones de saneo, son específicas de las voladuras subterráneas. 
 
3.1.3. Influencia del macizo rocoso 
El macizo rocoso en el que se practica la voladura tiene una fuerte influencia en las operaciones 
y el resultado de la voladura. Las discontinuidades juegan un papel fundamental (Figura 4), de 
forma que la diferencia de tener una dirección muy favorable a una muy desfavorable afecta a 
sobreexcavaciones, inestabilidades, limitación del avance y necesidades de sostenimiento. 
La situación más favorable se da cuando las discontinuidades son paralelas al frente de avance 
del túnel, es decir, cuando la dirección de buzamiento es paralela a la traza. Conforme más 
oblicua es la dirección de buzamiento, se producen mayores roturas en el hastial en el que el 
ángulo entre el frente del túnel y la discontinuidad es mayor de 90º. Finalmente, la situación más 
desfavorable se tiene cuando la discontinuidad es perpendicular al frente la excavación (dirección 
de buzamiento perpendicular), dando lugar a inestabilidades mayores y a que los bloques de 
clave caigan sobre el propio avance de la excavación. 
Por otra parte, la duración del ciclo y su distribución dependen de la calidad del macizo rocoso 
(evaluado por ejemplo mediante el RMR), siendo el desescombro la operación que más tiempo 
consume cuando la calidad de la roca es buena. Así, el desescombro consume del orden de un 
cuarto a un tercio del tiempo total del ciclo, el sostenimiento un tercio y el resto se reparte entre 
las demás fases. 
Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras - Diseño de voladuras 
 29 © Structuralia 
 
Cuanto peor es la calidad del macizo rocoso, mayor tiempo se invierte en el sostenimiento. 
Evidentemente, el sostenimiento será más abundante en un macizo de mala calidad que en un 
macizo de buena calidad, por lo que se invertirá más tiempo en instalarlo. Pero además la 
necesidad de reducir la longitud del pase (es decir el avance excavado en cada operación de 
voladura) debido a la potencial inestabilidad del túnel excavado, hace que los tiempos de 
perforación y de desescombro se reduzcan, al reducirse el volumen de material (además, el 
tiempo de perforación depende de lacalidad de la roca y será menor cuanto menos dura sea 
ésta). Por tanto, la proporción del tiempo invertido en el sostenimiento aumenta 
considerablemente pudiendo llegar a consumir prácticamente la mitad del ciclo. 
 
 
 
Figura 4: Dirección de las discontinuidades en el macizo: (a) perpendiculares a la traza del túnel (situación más 
favorable); (b) oblicuas a la traza del túnel; (c) paralelas a la traza del túnel (situación más desfavorable). 
 
3.2 Esquemas de perforación y tiro 
3.2.1. Grupo de barrenos en una voladura subterránea 
En una voladura subterránea lo barrenos se agrupan por zonas en función de la posición que 
ocupan en la voladura y su misión en ésta. Así, en cada una de estas zonas las perforaciones 
por metro cuadrado y la carga son diferentes (Figura 5): 
§ Cuele: es un grupo de barrenos muy cercanos entre sí, generalmente en un cuadrado 
de un metro de lado, siendo los primeros que se vuelan. Su misión es crear un principio 
de frente libre (en una zona más o menos centrada). Su carga específica es elevada 
(su objetivo es pulverizar la roca). 
(a) (b) (c)
Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras – Diseño de voladuras 
© Structuralia 30 
 
§ Contracuele: es el grupo de barrenos que rodean al cuele y se vuelan inmediatamente 
después de éste. Su misión es formar un frente libre de una dimensión adecuada. 
 Su carga específica es intermedia entre la del cuele y la de las demás zonas (el 
objetivo es más fragmentar la roca que arrancarla). 
§ Destroza: es el grupo de barrenos principal, cuya detonación debe fragmentar y 
desplazar la roca volada hacia la cara libre generada por el cuele y contracuele. Por 
tanto, estos barrenos tienen como finalidad el arranque de la roca con un tamaño de 
escombro (fragmentación) objetivo, que será función de su uso futuro (por ejemplo para 
rellenos de obra civil o edificación, del orden de 20 a 50 cm para un todouno y de 10 a 
15 cm para un terraplén); si no hay un tamaño de escombro objetivo, se diseña para 
lograr el arranque con un coste mínimo. 
 
 
Figura 5: Partes de la sección de un túnel para una voladura 
 
§ Contorno: es el grupo de barrenos localizados en el perímetro o contorno de la 
voladura. Su misión es perfilar el contorno de la excavación para adecuarse con la 
sección proyectada, minimizando el daño a la roca. 
Cuele
Contracuele
Destroza
Contorno
Zapatera
Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras - Diseño de voladuras 
 31 © Structuralia 
 
§ Son de hecho voladuras de contorno, tales como el precorte y el recorte. Su carga es 
normalmente baja y las perforaciones se sitúan próximas entre sí. 
§ Zapatera: es el grupo de barrenos localizados en la parte inferior de la sección, se 
disparan en último lugar y crean el piso de la excavación. El arranque en la zapatera 
es el más complicado, ya que la detonación debe levantar todo el material volado 
previamente (la voladura va contra la gravedad). Es por ello que la carga de estos 
barrenos suele estar sobrecargada. Asimismo, en esta zona es importante no tener 
errores graves de perforación. 
 
3.2.2. Esquemas de tiro 
Para realizar una voladura subterránea es necesario perforar una serie de barrenos dispuestos 
según un orden determinado conformando así lo que se denomina un “esquema de tiro”. Con la 
voladura se logra un “avance” de la excavación, normalmente entre el 90% y el 95% de la longitud 
del barreno (lo que se considera buena calidad de la voladura), ya que nunca se consigue 
desplazar todo el material localizad en el fondo de éstos. 
La voladura en paralelo (Figura 6a) es la más habitual y consiste en perforar todos los barrenos 
paralelos entre sí y perpendiculares al frente del túnel. El principal problema a que se enfrenta 
este esquema es la no disponibilidad de caras libres, siendo necesario crearlas. Para ello se 
ejecutan los barrenos de cuele que rodean a uno o varios barrenos centrales de mayor diámetro 
vacíos que de alguna forma ayudan en la creación del frente libre. Este esquema requiere 
siempre de un cuele, así como de maquinaria especializada capaz de ejecutar perforaciones de 
diámetro apreciable (para los barrenos vacíos). 
Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras – Diseño de voladuras 
© Structuralia 32 
 
 
Figura 6: Esquemas de tiro: (a) Voladura en paralelo; (b) Voladura en ‘V’ (tomado de Bernaola Alonso et al.7) 
 
Como alternativa a la voladura en paralelo, es posible perforar los barrenos centrales inclinados 
respecto al frente del túnel. Con ello se busca que el propio frente del túnel sirva parcialmente 
como superficie libre. Uno de estos esquemas es la voladura en cuña (o en “V”), la cual se ejecuta 
con perforaciones simétricas con una desviación en planta apreciable con respecto al eje del 
túnel y hacia la traza, de forma que el ángulo de los barrenos centrales que definen la cuña sea 
no inferior a 60º (Figura 6b). En este esquema se puede prescindir del barreno o barrenos vacíos 
e incluso del cuele, lo que supone menos perforación específica y menos consumo de explosivos. 
Sin embargo, produce mayores proyecciones y las perforaciones son más complicadas. Además 
es rentable únicamente en túneles sección de anchura apreciable (en túneles estrechos los 
avances quedan condicionados al ángulo de la cuña). 
 
 
7 J. Bernaola Alonso, J. Castilla Gómez and J. Herrera Herbert, Perforación y voladura de rocas en minería, 
Departamento de Explotación de Recursos Minerales y Obras Subterráneas, Universidad Politécnica de Madrid, 
Madrid (2013). 
(a) (b)
Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras - Diseño de voladuras 
 33 © Structuralia 
 
3.2.3. Secuencia de encendido 
La secuencia de encendido siempre debe perseguir la creación sucesiva de caras libres para 
aprovechar al máximo la detonación de los siguientes barrenos. 
 Así, los primeros barrenos que se disparan son los de cuele, seguidos de contracuele. A 
continuación se dispara la destroza y los barrenos de contorno. Finalmente se disparan las 
zapateras. 
En voladuras subterráneas suelen utilizarse detonadores no eléctricos o detonadores eléctricos 
de alta insensibilidad (AI). Esta precaución se toma dada los numerosos equipos y conducciones 
eléctricas existentes en las inmediaciones de la voladura en un túnel (tales como ventiladores, 
luminarias, compresores, cuadros eléctricos o bombas). 
Es importante señalar que con las primeras detonaciones, la roca fragmentada debe desplazarse 
hacia el hueco creado, con tiempo suficiente de conseguir la expulsión de los trozos. Para ello 
se emplean retardos. En avances superiores a 3 m (con barrenos de más de 3 m) para conseguir 
este objetivo el tiempo de retardo entre barrenos consecutivos del cuele debe superar los 100 
ms. 
Además de para acomodar la voladura a la fracturación y salida del material, el empleo de 
retardos y microretardos permite limitar la carga instantánea, con lo que se reducen las 
proyecciones y las vibraciones producidas por la voladura. Por ello, normalmente, se emplea un 
esquema de retardos reducidos en el cuele y más amplios en el resto de los barrenos. 
 
3.3 Saneo, sostenimiento y sistema de avance en túneles 
3.3.1. Saneo 
Por razones de seguridad, el saneo debe realizarse en dos fases. La primera fase se desarrolla 
tras la voladura, previa al desescombro. Este saneo se lleva a cabo con maquinaria, retirando 
los bloques que parecen a punto de desprenderse. Con ello se evitan desprendimientos que 
puedan poner en riesgo a los operarios que realizarán el desescombro. 
La segunda fase del saneo se lleva a cabo tras el desescombro, y en ésta se procede a sanear 
con picas todo el tramo volado. Este saneo debe ser concienzudo, ya que de lo contrario durante 
el resto de las tareas del ciclo se estaría poniendo en riesgo a todo el personal y la maquinaria. 
Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras – Diseño de voladuras 
© Structuralia 343.3.2. Sostenimiento 
Un túnel, de forma natural, va a tender a “cerrarse”, debido a las tensiones existentes en el 
macizo alrededor de él. Además, pueden darse pequeñas inestabilidades locales, como 
desprendimientos o cuñas. Por ello, y dependiendo del tipo de roca y la estructura del macizo, 
en ocasiones es necesario introducir un sostenimiento en el túnel tras su excavación (no debe 
confundirse con el revestimiento, que no tiene función estructural). 
Aun cuando esté considerado el sostenimiento, es importante que el macizo rocoso no sufra 
daños derivados de la voladura (o éstos sean mínimos) realizando una buena voladura en los 
contornos. Asimismo, es fundamental que se realice un saneo correcto de la superficie de roca 
tras la excavación. 
Hay que cuidar el tiempo que transcurre entre la voladura y la instalación del sostenimiento. Así, 
el primer sostenimiento debe instalarse nada más sea posible, para mantener los bloques sueltos 
en su posición original. El sostenimiento permanente se instalará posteriormente, de acuerdo 
con el diseño de éste y adaptado a las condiciones y circunstancias prácticas y mecánicas 
existentes. Los sostenimientos más habituales involucran el uso de bulones, gunita y/o cerchas. 
 
3.3.3. Sistema de avance en túneles 
Cuando los túneles tienen una dimensión media y grande, no se realiza la voladura completa de 
toda la sección sino que es habitual dividir el terreno en dos o más zonas, una superior en bóveda 
y otras inferiores en banco (denominadas también destrozas), tal y como se muestra en la Figura 
7. 
A esto se denomina método o sistema de avance, y depende de varios factores como la 
naturaleza y propiedades de la roca, el equipo de perforación, el sostenimiento, el sistema de 
ventilación o el costo económico de la obra. 
La bóveda se excava como si se tratara de una galería y los bancos inferiores pueden volarse 
como una voladura subterránea o como una voladura en banco (ya que pueden realizarse 
perforaciones verticales). 
 
Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras - Diseño de voladuras 
 35 © Structuralia 
 
 
Figura 7: Sistema de avance en túneles (tomado del “Manual para el control y el diseño de voladuras en obras de 
carretera”8) 
 
 
 
8 Ministerio de Obras Públicas y Transportes, Manual para el control y el diseño de voladuras en obras de carretera, 
Dirección General de Carreteras, Madrid (1993). 
Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras – Diseño de voladuras 
© Structuralia 36 
 
4. VOLADURAS EN TÚNELES: DISEÑO DE LA VOLADURA 
En una voladura en túneles los barrenos se distribuyen en cuatro grupos principales: cuele, 
contracuele, destroza, zapateras y contorno (Figura 8). A efectos de diseño, los barrenos de 
cuele y contracuele se definen conjuntamente y en primer lugar. Estos barrenos se encuentran 
en la zona central y crearán la superficie libre que facilitará el resto de la voladura. A continuación 
se diseñan los barrenos de destroza, zapateras y contorno, lo cuales siguen un diseño similar al 
que se emplea en una voladura en exterior. 
 
 
Figura 8: Esquema de voladura en paralelo; nótese el barreno central vacío (barreno de expansión) localizado en el 
centro del cuele (modificado de Bernaola Alonso et al.9) 
 
 
 
 
 
 
9 J. Bernaola Alonso, J. Castilla Gómez and J. Herrera Herbert, Perforación y voladura de rocas en minería, 
Departamento de Explotación de Recursos Minerales y Obras Subterráneas, Universidad Politécnica de Madrid, 
Madrid (2013). 
Contorno
Cuele y contracuele
Destroza
Zapateras
Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras - Diseño de voladuras 
 37 © Structuralia 
 
4.1 Cuele y contracuele 
4.1.1. Variables 
El cuele está formado por uno o dos barrenos de gran diámetro (en general, uno) realizados con 
brocas de escarificación y no cargados (vacíos), denominados barrenos de expansión. Alrededor 
de estos barrenos se sitúa una primera sección de barrenos cargados, muy próximos entre sí y 
con una carga elevada. A continuación se tienen algunas secciones más de barrenos de cuele y 
el contracuele. 
Así, las variables a definir para el diseño del cuele y el contracuele son: 
§ La longitud de los barrenos. 
§ El diámetro del barreno de expansión (barreno vacío). 
§ El diámetro de los barrenos cargados. 
§ La piedra en la primera sección del cuele. 
§ La piedra en el resto de secciones del cuele y contracuele. 
§ La carga en los barrenos. 
§ El retacado de los barrenos. 
 
4.1.2. Diámetro y longitud de los barrenos y avance de la pega 
La longitud de los barrenos 𝐿 (en m) puede estimarse como: 
𝐿 = 0,15 + 34,1 · 𝑑+ − 39,4 · 𝑑++ 
Donde 𝑑+ es el diámetro (en m) del barreno de expansión. En el caso de que se dispongan dos 
barrenos vacíos, se toma 𝑑+ = √2 · 𝑑′+, siendo 𝑑′+ el diámetro (en m) de los barrenos vacíos. 
Definida la longitud de los barrenos, el avance de las pegas se estima en un 90% – 95% de dicha 
longitud (siempre que desviación de los barrenos cargados sea mínima). 
El diámetro del barreno de expansión 𝑑+ suele encontrarse entre 76 y 127 mm. Por su parte, el 
diámetro de los barrenos cargados 𝑑2 suele estar entre 37 y 45 mm. 
 
Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras – Diseño de voladuras 
© Structuralia 38 
 
4.1.3. Piedra de la primera sección 
En una voladura en paralelo el tamaño de la piedra de la primera sección 𝐵2 (es decir, los 
barrenos que rodean al barreno de expansión) está en proporción con el diámetro del barreno 
de expansión, encontrándose normalmente de entre 1,5 a 2 veces dicho diámetro. Además, para 
obtener una fragmentación y salida de la roca satisfactorias, Langefors y Kihlstrom¡Error! No se 
encuentra el origen de la referencia. recomiendan que la distancia entre el barreno de expansión y los 
barrenos cargados de la primera sección del cuele no excedan 1,7 veces el diámetro del barreno 
de expansión. 
Asimismo debe considerarse un valor de piedra práctica, sustrayendo a la piedra 𝐵2 un término 
correspondiente al error de perforación 𝐸3 (en m) igual a: 
𝐸3 = 𝛼 · 𝐿 + 𝑒′ 
Donde 𝛼 es la desviación angular (m/m), 𝐿 es la longitud de los barrenos (en m) y 𝑒′ es el error 
de emboquille (en m). 
Así, una expresión de la piedra práctica 𝐵2 empleada de forma habitual es: 
𝐵2 = 1,7 · 𝑑+ − (𝛼 · 𝐿 + 𝑒)) 
Donde 𝑑+ es el diámetro (en m) del barreno de expansión. 
 
4.1.4. Carga en los barrenos de la primera sección 
La concentración lineal de carga en la primera sección de barrenos de cuele	𝑞2 (en kg/m) puede 
estimarse a partir de la siguiente expresión: 
 
𝑞2 = 55 · 𝑑2 · _
𝐵2
𝑑+
`
2,4
· _𝐵2 −
𝑑+
2 `
· _
𝑐
0,4`
· _
1
𝑃𝑅𝑃5678
` 
 
Donde 𝑑2 es el diámetro del barreno cargado (en m); 𝑑+ es el diámetro del barreno de expansión 
(en m); 𝐵2 es la piedra de los barrenos de la primera sección (en m); 𝑐 es una constante que 
depende del tipo de roca, aunque lo usual es considerarla igual a 0,4; y 𝑃𝑅𝑃5678 es la potencia 
relativa en peso del explosivo referida al Anfo. 
Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras - Diseño de voladuras 
 39 © Structuralia 
 
4.1.5. Segunda sección de los barrenos del cuele 
Para diseñar los barrenos de las secciones siguientes del cuele se considera que ya se han 
creado un hueco de dimensión 𝐴′0 de forma que la piedra 𝐵 (en m) de estas secciones puede 
estimarse como: 
𝐵 = 8,8 · 109+ · 8
𝐴0 · 𝑞 · 𝑃𝑅𝑃5678
𝑑2 · 𝑐
 
Donde 𝑑2 es el diámetro del barreno cargado; 𝑞 es la concentración lineal de carga en los 
barrenos (en kg/m); 𝑐 es una constante que depende del tipo de roca, aunque lo usual es 
considerarla igual a 0,4; 𝑃𝑅𝑃5678 es la potencia relativa en peso del explosivo referida al Anfo; y 
𝐴0 es la dimensión del hueco abierto por los barrenos de la primera sección considerando el error 
de perforación. 
Si se asume que el hueco es rectangular, 𝐴′0 (dimensión del hueco sin considerar el error de 
perforación)y 𝐴0 (considerando el error de perforación) pueden calcularse, para la segunda 
sección del cuele, como (Figura 9): 
𝐴′0 = √2 · 𝐵2			; 		𝐴0 = √2 · c𝐵2 − 𝐸3d 
Siendo 𝐸3 el error de perforación, 𝐸3 = 𝛼 · 𝐿 + 𝑒) (𝛼 desviación angular, en m/m, 𝐿 longitud de los 
barrenos, en m, y 𝑒′ error de emboquille, en m). 
El valor de la piedra así obtenido debe corregirse a su vez por el error de perforación: 
𝐵+ = 𝐵 − (𝛼 · 𝐿 + 𝑒)) 
 
Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras – Diseño de voladuras 
© Structuralia 40 
 
 
Figura 9: Diseño del cuele: (a) ejemplo de cuele de cuatro secciones (con los valores de piedra a definir en el 
diseño); (b) relaciones geométricas de la zona alrededor del barreno de expansión que permiten definir Ah y A’h 
(modificado del “Manual para el control y el diseño de voladuras en obras de carretera”10) 
 
Además debe cumplirse: 
§ 𝐵+ ≤ 2 · 𝐴0 para que no se produzca deformación plástica. 
§ 𝐵+ > 0,5 · 𝐴0 para que el ángulo de apertura del barreno sea menor a 90º. 
Si la primera condición no se cumple, debe escogerse un explosivo de menor potencia. 
 
4.1.6. Demás secciones del cuele y contracuele 
El cálculo del resto de las secciones que componen el cuele así como el contracuele se realiza 
de forma análoga a lo visto para la segunda sección del cuele. La dimensión del hueco, asumido 
rectangular, que queda abierto tras la voladura de una sección 𝑖 puede obtenerse como: 
𝐴′0,: = √2 · c𝐵: + 0,5 · 𝐴)0,:92d 
 
10 Ministerio de Obras Públicas y Transportes, Manual para el control y el diseño de voladuras en obras de carretera, 
Dirección General de Carreteras, Madrid (1993). 
(a) (b)
Barrenos cargados 
(diámetro d1)
Barreno de expansión 
(diámetro d2)
Barreno de expansión 
(diámetro d2) Ah
A’h
B1
B2
B3B4
Localización real del 
barreno cargado
Localización teórica del 
barreno cargado
Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras - Diseño de voladuras 
 41 © Structuralia 
 
Donde 𝐴)0,:92 es la apertura del hueco en la sección anterior. El valor 𝐴0,: a introducir en la 
expresión para calcular 𝐵 debe considerar el error de perforación, siendo dicho valor igual a: 
𝐴0,: = √2 · (𝐵: + 0,5 · 𝐴)0,:92 − 𝐸3) 
Por ejemplo, tras la voladura de la segunda sección se tendrá: 
𝐴′0,+ = √2 · c𝐵+ + 0,5 · 𝐴)0,2d 
𝐴0,+ = √2 · c𝐵+ + 0,5 · 𝐴)0,2 − 𝐸3d 
Siendo 𝐴)0,2 =	√2 · 𝐵2 siguiéndose la misma definición. Así, para calcular la piedra en la tercera 
sección deberá emplearse el valor 𝐴0,+. Diseñada la tercera sección de la voladura se podrán 
obtener los valores de 𝐴′0,- y 𝐴0,- que servirán para definir la cuarta sección. 
El número de secciones de cuele necesarias es aquel tal que abra un hueco 𝐴′0,: de un valor en 
el entorno de la raíz cuadrada del avance. 
 
4.1.7. Retacado y carga en los barrenos 
El retacado de los barrenos de cuele y contracuele se estima como: 
𝑇 = 10 · 𝑑2 
Donde 𝑇 es el retacado (en m) y d2 es el diámetro de perforación del barreno (en m). 
Por tanto, la carga por barreno en una sección 𝑖 será igual a (en kg): 
𝑄",: = (𝐿 − 𝑇) · 𝑞: 
Donde 𝑞: (en kg/m) es la concentración lineal de carga en los barreno de la sección 𝑖. 
 
 
 
 
 
Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras – Diseño de voladuras 
© Structuralia 42 
 
4.2 Destroza, zapateras y contorno 
4.2.1. Variables 
La destroza es la parte principal de la voladura dándose prioridad a la fragmentación. Las 
zapateras crearán el piso del túnel. El contorno incluye la zona de la voladura adyacente a la 
clave (parte superior), hombros (parte lateral superior) y hastiales (parte lateral inferior) del túnel, 
donde debe conseguirse una geometría ajustada al proyecto, dañando lo menos posible al 
macizo. 
La longitud de los barrenos en estos grupos suele ser la misma que la empleada en el cuele y 
contracuele. Asimismo, el diámetro de estos barrenos también suele coincidir con el diámetros 
de los barrenos cargados en el cuele. Así pues, las variables a definir para el diseño de los 
barrenos en destroza, zapatera y contorno son la piedra, el número de barrenos a disponer, su 
carga (en fondo y en columna) y el retacado. 
 
4.2.2. Zapatera 
El valor de la piedra para los barrenos de zapatera se estima empleando expresiones similares 
a las utilizadas en voladuras en banco, considerando como altura de banco el avance de la 
voladura. Así, la piedra puede estimarse como: 
𝐵 = 0,98
𝑞' · 𝑃𝑅𝑃5678
𝑐∗ · 𝑓 · 𝑆/𝐵	
 
Donde 𝑞' es la concentración lineal de carga en fondo en el barreno (en kg/m); 𝑃𝑅𝑃5678 es la 
potencia relativa en peso del explosivo referida al Anfo; 𝑓 es el factor de fijación que se toma 
igual a 1,45 para tener en cuenta el efecto gravitacional y los retardos; 𝑆/𝐵 es el ratio entre la 
piedra y el espaciamiento que suele asumirse igual a 1; y 𝑐∗ es un coeficiente de valor: 
 
𝑐∗ = 𝑐 + 0,05		𝑠𝑖	𝐵 > 1,4	𝑚			; 			𝑐∗ = 𝑐 +
0,07
𝐵
		𝑠𝑖	𝐵 < 1,4	𝑚 
 
Siendo 𝑐 la constante de la roca (que usualmente se considerar igual a 0,4). 
Adicionalmente, 𝐵 debe cumplir la condición 𝐵 ≤ 0,6 · 𝐿, siendo 𝐿 la longitud de los barrenos. 
Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras - Diseño de voladuras 
 43 © Structuralia 
 
En el diseño de los barrenos en zapatera debe considerarse el “ángulo de realce” 𝛾, es decir la 
inclinación necesaria de los barrenos en los extremos para poder proporcionar un hueco 
adecuado a la perforadora para realizar el emboquille de la siguiente pega (Figura 10). 
Teniendo en cuenta el ángulo de realce y los errores de perforación, la piedra práctica en los 
barrenos de zapatera tendrá un valor 𝐵; (en m) de: 
𝐵; = 𝐵 − 𝐿 · sin 𝛾 − 𝐸3 
Siendo 𝐸3 el error de perforación visto anteriormente. 
El espaciamiento práctico entre barrenos 𝑆; (en m) valdrá: 
𝑆; = 𝑆 − 𝐿 · sin 𝛾 
Donde 𝑆 es igual a 𝐵 dado que para el cálculo 𝐵 de se asume 𝑆/𝐵 = 1. 
Finalmente, el número de barrenos 𝑛< a disponer puede obtenerse como: 
𝑛< =
𝐴 + 2 · 𝐿 · sin 𝛾
𝐵
+ 2 
Donde 𝐴 es la anchura del túnel. 
 
 
Figura 10: Diseño de los barrenos en zapatera: (a) Vista en planta; (b) Vista frontal. 
Barrenos
Anchura del túnel
Ángulo de 
realce g
Sz
Bz
Sz
Barrenos
(a) (b)
Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras – Diseño de voladuras 
© Structuralia 44 
 
La longitud de la carga en fondo en el barreno 𝐿' (en m) se calcula como: 
𝐿' = 1,25 · 𝐵; 
Y la longitud de la carga en columna 𝐿* (en m) será: 
𝐿* = 𝐿 − 𝐿' − 𝑇 
En los barreno de zapatera se suele considerar para la carga en columna 𝑞* un valor entre el 
70% y el 100% de la carga en fondo 𝑞' (𝑞* = [0,7; 1] · 𝑞'). El retacado 𝑇 se asume igual a 10 
veces el diámetro de los barrenos (𝑇 = 10 · 𝑑). 
 
4.2.3. Destroza 
La piedra de los barrenos de destroza se diseña siguiendo la misma formulación que la empleada 
en los barrenos de zapatera, pero variando los siguientes coeficientes: 
§ El ratio entre la piedra y el espaciamiento 𝑆/𝐵 se toma igual a 1,25. 
§ El factor de fijación 𝑓 se toma igual a 1,20 si la salida de los barrenos es vertical hacia 
abajo o 1,45 si la salida de los barrenos es horizontal o vertical hacia arriba. 
Además se considera que la carga en columna 𝑞* es igual a la mitad de la carga en fondo 𝑞' 
(𝑞* = 0,5 · 𝑞') y para el retacado se asume 𝑇 = 10 · 𝑑. 
 
4.2.4. Contorno 
La piedra de los barrenos de contorno se diseña siguiendo la misma formulación que la empleada 
en los barrenos de zapatera y destroza, pero variando los siguientes coeficientes: 
§ El ratio entre la piedra y el espaciamiento 𝑆/𝐵 se toma igual a 0,8. 
§ El factor de fijación 𝑓 se toma igual a 1,20. 
Para estos barrenos, la concentración lineal de la carga en fondo 𝑞' (en kg/m) puede estimarse 
como: 
𝑞' = 90 · 𝑑+ 
Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras - Diseño de voladuras 
 45 © Structuralia 
 
Siendo 𝑑 el diámetro de los barrenos (en m). Se considera que la carga encolumna 𝑞* es igual 
a la mitad de la carga en fondo 𝑞' (𝑞* = 0,5 · 𝑞'), y para el retacado se asume 𝑇 = 10 · 𝑑. 
El espaciamiento 𝑆 (en m) entre los barrenos de contorno se calcula como: 
𝑆 = 15 · 𝑑 
Debiéndose siempre cumplir 𝑆/𝐵 = 0,8. 
En aquellos casos en que no sea necesario perfilar los contornos del túnel (por ejemplo en 
minería o en galerías auxiliares), se puede tomar 𝑆/𝐵 = 1,25 (este valor también se usaría para 
la expresión que permite calcular la piedra). 
El resto de variables se calculan como en el caso de los barrenos de zapatera. 
 
4.3 Comprobación del esquema de voladura 
El desarrollo empírico de las expresiones para el cálculo de voladuras subterráneas ha llevado a 
confeccionar diferentes ábacos de cálculo. Estos ábacos pueden emplearse en prediseños y 
para comprobar los cálculos efectuados realizando chequeos sobre su orden de magnitud. 
Así por ejemplo, la Figura 11a relaciona el número de barrenos por pega con el área volada y el 
diámetro de los barrenos. De forma similar, la Figura 11b relaciona el consumo específico por 
pega con el área volada y el diámetro de los barrenos. 
 
4.4 Ejemplo 
Para ilustrar el procedimiento de diseño de una voladura en interior se recoge a continuación el 
diseño del cuele en una galería subterránea. Los datos de partida son los siguientes: 
 
Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras – Diseño de voladuras 
© Structuralia 46 
 
 
Figura 11: Gráficos para la comprobación del esquema de voladura: (a) número de barrenos por pega en función del 
área volada y el diámetro de los barrenos; (b) consumo específico por pega en función del área volada y el diámetro 
de los barrenos (tomados del “Manual para el control y el diseño de voladuras en obras de carretera”11). 
 
Se desea excavar una galería en un macizo rocoso caracterizado por un valor de 𝑐 = 0,4. El 
diámetro del barreno de expansión es de 102 mm. El resto de los barrenos se perforarán con un 
diámetro de 45 mm, pudiéndose introducir cartuchos de explosivos de 25, 32 o 38 mm. El 
explosivo a emplear tiene una Potencia Relativa en Peso del explosivo referida al Anfo de 109% 
y una densidad de 1,2 t/m3 (lo que implica una concentración lineal de la carga de 0,59, 0,97 y 
1,36 kg/m para los diámetros anteriores, respectivamente). El ángulo de realce se considera de 
3º, la desviación angular de 10 mm y el error de emboquille de 20 mm. 
A partir de estos datos, en primer lugar se obtiene la longitud de los barrenos: 
𝐿 = 0,15 + 34,1 · 𝑑+ − 39,4 · 𝑑++ = 0,15 + 34,1 · 0,102 − 39,4 · 0,102+ = 3,2	𝑚 
Así pues, el avance será de unos 3 m (90% – 95% de la longitud de los barrenos). 
Primera sección del cuele: 
𝐵2 = 1,7 · 𝑑+ − (𝛼 · 𝐿 + 𝑒)) = 1,7 · 0,102 − (0,01 · 3,2 + 0,02) = 0,12	𝑚 
𝑞! = 55 · 𝑑! · &
"!
#"
'
!,%
· &𝐵! −
#"
&
' · & '
(,)
' · & !
*+*#$%&
' = 55 · 0,045 · & (,!&
(,()%
'
!,%
· &0,12 − (,!(&
&
' · &(,)
(,)
' · & !
!,(,
' =
									= 	0,58	𝑘𝑔/𝑚 
 
11 Ministerio de Obras Públicas y Transportes, Manual para el control y el diseño de voladuras en obras de carretera, 
Dirección General de Carreteras, Madrid (1993). 
(a) (b)
Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras - Diseño de voladuras 
 47 © Structuralia 
 
Por tanto se emplearán cartuchos de 25 mm (𝑞2 = 0,59	𝑘𝑔/𝑚) 
Retacado 𝑇 = 10 · 𝑑2 = 10 · 0,045 = 0,45	𝑚 
Carga por barreno 𝑄" = 𝑞2 · (𝐿 − 𝑇) = 0,58 · (3,2 − 0,45) = 1,59	𝑘𝑔 
𝐴)0,2 = √2 · 𝐵2 = √2 · 0,12 = 0,17	𝑚 
𝐴0,2 = √2 · [𝐵2 − (𝛼 · 𝐿 + 𝑒))] = √2 · [0,12 − (0,01 · 3,2 + 0,02)] = 0,10	𝑚 
Segunda sección: 
𝐵 = 8,8 · 109+ · 8
𝐴0,2 · 𝑞 · 𝑃𝑅𝑃5678
𝑑2 · 𝑐
= 8,8 · 109+ · 8
0,10 · 𝑞 · 1,09
0,045 · 0,4
= 0,22 · Z𝑞 
𝐵+ = 𝐵 − (𝛼 · 𝐿 + 𝑒)) = 0,22 · Z𝑞 − (0,01 · 3,2 + 0,02) = 0,22 · Z𝑞 − 0,052 
𝐵+ ≤ 2 · 𝐴0 = 2 · 0,10 = 0,20	𝑚	;	𝐵+ > 0,5 · 𝐴0 = 0,5 · 0,10 = 0,05	𝑚 
Elección del cartucho: 
l
𝑑 = 25 → 𝑞 = 0,59	𝑘𝑔/𝑚 → 𝐵+ = 0,22 · Z0,59 − 0,052	 = 0,12	𝑚	
𝑑 = 32 → 𝑞 = 0,96	𝑘𝑔/𝑚 → 𝐵+ = 0,22 · Z0,97 − 0,052	 = 0,16	𝑚
𝑑 = 38 → 𝑞 = 1,36	𝑘𝑔/𝑚 → 𝐵+ = 0,22 · Z1,36 − 0,052	 = 0,21	𝑚
 
 
Se toma el cartucho de 32 mm (mayor potencia cumpliendo las restricciones) y por tanto: 𝐵+ =
0,16	𝑚 
Retacado 𝑇 = 10 · 𝑑2 = 10 · 0,045 = 0,45	𝑚 
 
Carga por barreno 𝑄" = 𝑞 · (𝐿 − 𝑇) = 0,97 · (3,2 − 0,45) = 2,67	𝑘𝑔 
𝐴′0,+ = √2 · c𝐵+ + 0,5 · 𝐴)0,2d = √2 · (0,16 + 0,5 · 0,17) = 0,35	𝑚 
𝐴0,+ = √2 · m𝐵+ + 0,5 · 𝐴)0,2 − (𝛼 · 𝐿 + 𝑒))n = √2 · [0,16 + 0,5 · 0,17 − (0,01 · 3,2 + 0,02)] = 0,27	𝑚 
 
Se deja al lector que diseñe el resto de las secciones de cuele. En total serán necesarias dos 
secciones más, ya que se verá que 𝐴′0,= está en el entorno de la raíz cuadrada del avance 
calculado. 
Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras – Diseño de voladuras 
© Structuralia 48 
 
Nota: el ejemplo está basado en uno existente en el capítulo 22 del documento “Manual de 
perforación y voladura de rocas” del IGME12, donde además se aborda el diseño de las 
zapateras, la destroza y el contorno. Se recomienda al lector su consulta así como que trate de 
diseñar por sí mismo dichas zonas. 
 
 
12 IGME, Manual de perforación y voladura de rocas, Instituto Geológico y Minero de España, Madrid (1994). 
Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras - Diseño de voladuras 
 49 © Structuralia 
 
5. ASPECTOS PRÁCTICOS Y DEFECTOS MÁS USUALES 
En el diseño de voladuras existen algunos aspectos prácticos que pueden resultar de gran 
utilidad en algunas ocasiones, tales como el espaciamiento de las cargas o el desacoplamiento 
de cargas. Asimismo, la evaluación de la voladura o el uso de software son dos temas que 
siempre deben considerarse al diseñar una voladura. Por otra parte, como cualquier otra 
operación, en voladuras en exterior y voladuras subterráneas suelen presentarse una serie de 
defectos usuales que es preciso conocer y abordar adecuadamente. 
 
5.1 Aspectos prácticos 
5.1.1. Espaciamiento de las cargas en el barreno 
La carga en un barreno es usualmente continua, de forma que se tiene en primer lugar la carga 
en fondo y a continuación la carga en columna. Sin embargo, hay situaciones en que es 
interesante espaciar las cargas. Por espaciar la carga se entiende el eliminar la continuidad de 
la carga en el barreno y dividirla en bloques, de forma que queden separadas por retacados 
intermedios o por espacios vacíos (cámaras de aire). Este procedimiento puede ser útil: 
§ Cuando los explosivos representen un alto coste, lo cual se da en barreno de mucha 
profundidad (relaciones altura de banco / diámetro de los barrenos mayores a 70), y 
sea posible realizar de forma mecánica la operación de retacado. 
§ Cuando el frente es muy irregular, pudiendo haber piedras variables (Figura 12a). 
§ Para reducir la carga operante y limitar las vibraciones (Figura 12b). 
 
Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras – Diseño de voladuras 
© Structuralia 50 
 
 
Figura 12: Empleo de cargas espaciadas: (a) retacado intermedio para evitar una piedra muy reducida; (b) cargas 
partidas para reducir la carga operante (modificado de la “Guía de buenas prácticas en el diseño y ejecución de 
voladuras en banco”13) 
 
5.1.2. Desacoplamiento de la carga 
Una forma de controlar la presión sobre el macizo desarrollada por el explosivo en una voladura 
es desacoplar las cargas, es decir, dejar un hueco vacío (holgura) o relleno de material inerte 
entre la columna de explosivo y la pared del barreno. Esto permite controlar la curva Presión vs. 
Tiempo, tal y como se muestra en la Figura 13. El desacoplamiento de la carga se emplea en 
ocasiones en voladuras de contorno. 
 
13 Ministerio para la transición ecológica y el reto demográfico, Guía de buenas prácticas en el diseño y ejecución de 
voladuras en banco, Dirección General de Política Energética y Minas, Madrid (2017). 
 
Retacado
Retacado 
intermedio
Carga en 
columna 
espaciada
Carga en 
columna
Carga enfondo
(a) (b)
Retacado
Retacado intermedio
( ³ 12 ·d )
Cebo con dos detonadores
Disparo en segundo lugar
Cebo con dos detonadores
Disparo en primer lugar
El disparo 
primero de la 
carga superior 
facilita la salida 
de la roca hacia 
la cara libre y 
reduce las 
vibraciones
Excavaciones, voladuras y movimientos de tierras - Diseño de voladuras 
 51 © Structuralia 
 
 
Figura 13: Curvas Presión vs. Tiempo con o sin acoplamiento de las cargas (tomado de IGME14) 
 
5.1.3. Diagramas de carga 
Una vez se tiene el diseño de una voladura, se debe realizar un diagrama de carga para cada 
barreno (Figura 14) en el que se indique de manera clara15: 
§ La cantidad, tipo de explosivo por cada columna de carga y tolerancia permitida. 
§ La posición exacta de los cebos y los detonadores en el barreno. 
§ La posición y longitud de cualquier retacado intermedio. 
§ La longitud de retacado final. 
 
5.1.4. Uso de software 
En el mercado existe software comercial que facilita el diseño de las voladuras, permiten su 
simulación y generan información adicional que puede ser de gran utilidad en la planificación y 
para ajustar los parámetros de diseño (Figura 15). 
 
14 IGME, Manual de perforación y voladura de rocas, Instituto Geológico y Minero de España, Madrid (1994). 
15 Ministerio para la transición ecológica y el reto demográfico, Guía de buenas prácticas en el diseño y ejecución de 
voladuras en banco, Dirección General de Política Energética y Minas, Madrid (2017). 
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Figura 14: Ejemplo de diagrama de carga (tomado de la “Guía de buenas prácticas en el diseño y ejecución de 
voladuras en banco”16) 
 
Figura 15: Ejemplo de algunas de las funciones que pueden realizarse con el uso de software: (a) Secuenciación de 
una voladura; (b) Estudio de vibraciones; (c) Distribución de la densidad de energía del explosivo; (d) Diseño de los 
contornos de una voladura en un túnel (JKSimBlast, www.soft-blast.com/Software/JKSimBlast.html). 
 
16 Ministerio para la transición ecológica y el reto demográfico, Guía de buenas prácticas en el diseño y ejecución de 
voladuras en banco, Dirección General de Política Energética y Minas, Madrid (2017). 
(a) (b)
(c) (d)
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Un primer diseño sencillo realizado a mano (con ayuda de hojas de cálculo o herramientas 
informáticas similares) siempre es un buen punto de partida a la hora de abordar el diseño de 
una voladura. No obstante, las reglas de diseño empleadas son simples y no contemplan 
aspectos tales como la limpieza de la ejecución de las perforaciones, la granulometría del 
escombro, el aspecto del frente final o la terminación de los repiés. Así, el diseño de una voladura 
es un proceso complejo que sólo se optimiza fijando un objetivo como coste mínimo, plazo 
mínimo o plazo dado y auxiliándose de programas informáticos. 
Existen dos tipos de software fundamentalmente: (i) los simples, basados en fórmulas empíricas 
y que sirven para optimizar los planes de tiro, normalmente empleados en obras civiles y 
canteras; y (ii) los que proporcionan una modelización detallada de cada proceso y que 
modelizan el proceso de voladura partiendo de expresiones analíticas que expresan las 
relaciones teóricas entre las variables (menos frecuentes). 
 
5.1.5. Evaluación de los resultados de la voladura 
La evaluación de los resultados de una voladura es un aspecto que debe siempre tenerse en 
cuenta, de modo que se pueda comprobar que todo funciona como se tenía planeado y actuar 
en consecuencia, si es necesario, para introducir correcciones o mejoras. 
Una forma de evaluar las voladuras es mediante la grabación de la misma mediante cámaras de 
alta velocidad. A partir de las imágenes obtenidas, es posible estudiar cuestiones como fallos de 
secuenciación, el escape de gases por el frente, la efectividad del retacado o el movimiento de 
la pila de material volado. 
Asimismo, una vez efectuada una operación de voladura debe analizarse la fragmentación 
resultante, llevando a cabo un análisis granulométrico del material volado. Esto puede 
conseguirse fácilmente empleando herramientas informáticas que son capaces de determinar la 
granulometría a partir de la adquisición digital de imágenes (DIC) y el procesamiento de las 
mismas. 
 
 
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5.2 Defectos más usuales en voladuras 
5.2.1. Explosivos 
Entre los problemas y defectos más habituales relacionados con los explosivos se tiene: 
§ La descomposición o alteración del explosivo, que lleva a un descenso de su 
potencia y velocidad de detonación, o a que se presenten problemas mayores como 
fallos en la detonación o incluso la detonación espontánea (dependiendo del tipo de 
explosivo). Por ello es importante revisar periódicamente la fecha de caducidad de los 
explosivos (su estabilidad química no es infinita) así como supervisar las condiciones 
de almacenamiento. 
§ El exceso de la carga específica, lo que ocasiona proyecciones y vibraciones 
mayores que las previstas. Asimismo, es posible dañar al macizo rocoso con los 
problemas de inestabilidad y aspectos similares consecuentes. Por ello es muy 
importante siempre limitar la carga específica, así como realizar un buen estudio del 
material a volar para adecuar la carga específica a éste. 
§ El exceso de concentración de explosivo en el barreno, lo que puede ocasionar 
encendidos espontáneos e inesperados, o la insensibilización del explosivo si la 
densidad es muy grande. Además de diseñar los barrenos siguiendo las limitaciones y 
restricciones convencionales para garantizar la densidad adecuada, es asimismo 
necesario realizar un buen control de calidad de los barrenos que se ejecutan. 
§ El error en la elección del tipo de explosivo, lo que puede provocar proyecciones y 
vibraciones excesivas o voladuras incompletas y escasa fracturación. 
§ La disolución del explosivo en agua o la flotación del explosivo, cuando se 
realizan voladuras bajo nivel freático. Este problema se evita empleando explosivos no 
pulvurentos, que no puedan disolverse, así como explosivos con una densidad superior 
a 1,0 t/m3. 
§ La selección de un diámetro inferior al crítico, lo que supone que la onda de 
detonación no se propague o bien lo haga a una velocidad muy inferior a la nominal, o 
incluso que falle la detonación. Debe siempre tenerse presente este parámetro cuando 
se diseñan barrenos de bajo diámetro. 
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§ La ejecución de barrenos demasiado próximos, lo que, en lugar de conseguir una 
mejor voladura, puede llevar a la explosión por simpatía y por tanto a una detonación 
descontrolada. Por ello, deben respetarse las distancias mínimas relativas al 
espaciamiento y la piedra, en concreto aquellas restricciones definidas como ratios del 
diámetro de los barrenos. 
§ El retacado insuficiente, lo que provoca la pérdida de la energía por la parte superior 
del barreno (en una voladura en banco) además de proyecciones indeseadas. 
Suponiendo que el diseño es correcto, si este problema se detecta, debe aumentarse 
la longitud de retacado y/o la densidad del material empleado en dicha longitud. 
§ La iniciación del detonador por agentes externos de tipo eléctrico, como 
corrientes erráticas, tormentas u ondas de radiofrecuencia. Cuando se prevea que esto 
puede suceder, deben empleare detonadores no eléctricos. 
 
5.2.2. Voladuras en exterior 
Los defectos más habituales relacionados con las voladuras en exterior se pueden agrupar en 
aquellos relativos a: (i) los barrenos, (ii) la configuración del banco, (iii) el resultado de la voladura, 
(iv) efectos medioambientales y (v) medidas de seguridad y salud. 
Respectoa los defectos relativos a los barrenos se tiene: 
§ Dimensión incorrecta de la piedra, que lleva a un escaso arranque y fracturación 
cuando es mayor a la adecuada, o a provocar proyecciones y vibraciones excesivas 
cuando es menor a la adecuada. 
§ Longitud escasa de barrenos, lo que puede provocar irregularidad en el fondo del 
banco. 
§ Errores en el ángulo de inclinación de los barrenos, que trae como consecuencia 
proyecciones adicionales consecuencia de un tamaño de piedra muy reducido en la 
parte inferior de la perforación. 
§ Errores de ejecución y desviaciones de los barrenos, lo que puede suponer 
cambios en la piedra real con respecto a la proyectada, provocando las consecuencias 
vistas anteriormente por dimensión incorrecta de la piedra. 
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§ Explosivos dispuestos en oquedades y zonas falladas y/o fuertemente fisuradas 
atravesadas por los barrenos, lo que ocasiona proyecciones y pérdida de 
rendimiento de la voladura. 
Respecto a los defectos relativos a la configuración del banco se tiene: 
§ Bancos con poca anchura, lo que dificulta la maniobrabilidad de la maquinaria y 
supone una pérdida de rendimientos. 
§ Insuficiente dimensionamiento del tajo (condicionado o no por limitaciones 
topográficas), que implica altos costes de desmonte y escasa superficie disponible. 
§ Bermas insuficientes o mal dimensionadas, lo que lleva a inestabilidades de talud. 
§ Frentes con zonas agrietadas (no consideradas durante el diseño), lo que puede 
suponer disponer un exceso de carga y ocasionar proyecciones y vibraciones 
excesivas. Si se detecta esta situación se puede disminuir la carga de los barrenos 
próximos al frente o efectuar retacados intermedios. 
Respecto a los defectos relativos al resultado de la voladura se tiene: 
§ El exceso de carga en los barrenos de contorno, lo que ocasiona daños y 
fracturación en el macizo rocoso. 
§ La existencia de bloques con asentamiento inestable, que pueden ocasionar 
accidentes de circulación en obra. Esto es consecuencia de un mal saneo y/o recorte. 
§ La existencia de plataformas desniveladas y materiales sueltos de escombro, lo 
que lleva a pérdida de rendimientos, errores de perforación mayores y un mal 
ordenamiento de la obra. 
§ La creación de taludes mal definidos con síntomas de inestabilidad, que 
ocasionan voladuras posteriores deficientes o mayores costes de sostenimiento si se 
trata del talud final. En tal caso, hay que mejorar las voladuras de contorno (por ejemplo 
variando la separación de los barrenos de contorno o cambiando los microrretardos o 
los detonadores). 
§ Insuficientes medidas de limpieza y saneo de frentes, ocasionando potenciales 
inestabilidades. 
Respecto a los defectos de índole puramente medioambiental se tiene: 
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§ Falta de medidas dirigidas a la eliminación de ruido, proveniente de la perforación 
y voladura. 
§ Falta de medidas de control de emisión de polvo, en labores de perforación, 
arranque, carga y transporte en la explotación. 
Y respecto a los defectos relacionados con las medidas de seguridad y salud se tiene: 
§ Voladuras incompletas, es decir no todos los explosivos han detonado. Esto conlleva 
riesgos elevados para el personal y la obra, y complica los trabajos de saneo. Cuando 
se detecta este problema debe revisarse el cableado. El uso de retardos adecuados 
ayuda a minimizar este problema. 
§ Insuficientes señales de advertencia antes de la ejecución de las voladuras. 
§ Escasos y deficientes medios de protección personal y de primeros auxilios, así como 
no hacer uso de los medios de protección personal. 
Adicionalmente, se pueden añadir dos defectos generales de índole económica: 
§ La frecuente elección de explosivo anteponiendo su coste a su idoneidad, lo que 
obviamente va a llevar a voladuras de mala calidad. 
§ La ausencia de programas de mantenimiento de maquinaria y equipos móviles, lo que 
supone altos costes de maquinaria y un rendimiento bajo. 
 
5.2.3. Voladuras subterráneas 
Además de poder presentarse la mayor parte de defectos vistos para voladuras en banco, en las 
voladuras subterráneas defectos habituales son: 
§ La creación de un contorno irregular tras la voladura, lo que ocasiona labores de saneo 
complementarias (que aumenta los costes de operación), sobreexcavaciones (que 
aumenta los costes en revestimientos, por ejemplo con hormigón proyectado), mayor 
fracturación del macizo disminuyendo su resistencia (necesidad de más sostenimiento) 
y riesgo de inestabilidades por cuñas y desprendimientos. 
 
 
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§ Voladuras defectuosas en las que no detona todo el explosivo, con los consecuentes 
problemas para el personal y la obra. Las dos fuentes más comunes de este problema 
son el cableado y los retardos (retardos muy altos pueden ocasionar desplazamientos 
de masa que interrumpan la voladura de uno o varios barrenos). 
§ Voladuras con defectos en los retardos.