Geomecanica Para El Proyecto de Desarrollos Mineros Subterraneaos-Krstulovic

GEOMECANICA GEOMECANICA

LA TINA S.A.

Ingeniería de rocas para la Estabilidad y Seguridad de excavaciones

CAPITULO DE INGENIERIA GEOLOGICA CONSEJO DEPARTAMENTAL DE LIMA – PERU

CURSO INTERNACIONAL

GEOMECANICA PARA EL PROYECTO DE DESARROLLOS MINEROS SUBTERRÁNEOS

POR: Dr. GUILLERMO KRSTULOVIC L.

MARZO 1, 2 Y 3 DE 2007

Calle Plutón Nro 224 Salamanca ATE TELEFAX N° (511) 435-1969 E-mail:[email protected] LIMA-PERU LIMA-PERU Almirante Latorre Latorre N°405 SANTIAGO SANTIAGO CENTRO TELEFAX TELEFAX N° (562) 698-4768 698-4768 SANTIAGO SANTIAGO - CHILE


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INDICE DEL CONTENIDO CAPITULOS 1.- INTRODUCCION 1.1 SOBRE LA NATURALEZA NATURALEZA DEL CURSO GEOMECANICA 1.2 BREVE RESEÑA HISTORICA 2.- GEOMECANICA PARA INGENIERIA DE DETALLE EN PROYECTO MINERO 2.1 OBJETIVOS ,ALCANCES Y PROCEDIMIENTOS DE LAS ITO 2.2 LA APROXIMACION TEORICA Y EMPIRICA AL DISEÑO MINERO 3.- FORMULACION TEORICA Y EMPIRICA EMPIRICA PARA DEFORMACION Y RUPTURA DE ROCA 3.1 APROXIMACION TEORICA 3.2 APROXIMACION EMPIRICA 4.- EL ASUNTO ASUNTO DE FALLAMIENTO DE ROCAS IN-SITU. IN-SITU. 4.1 LA ESTADISTICA POR GEOLOGIA GEOTECNICA 4.2 LAS CONDICIONES DE DISEÑO POR GEOMECANICA 5.- EL ASUNTO ESFUERZOS EN ROCAS 5.1 MAGNITUD Y ORIENTACION DE ESFUEZOS PROBABLES IN-SITU 5.2 INTRODUCCION A TECNICAS DE MEDICION DE ESFUERZOS Y DEFORMACIONES 6.- DINAMICA Y DAÑO POR EFECTO DE TRONADURAS 6.1 DEFINICION DE PULSOS DE ONDA COMPRESION Y CIZALLE 6.2 DISIPACION DE ENERGIA EN ROCAS 7. EL ESTADO DEL ARTE POR SIMILACION MATEMATICA 7.1 EL MODELO SIMULADOR DE UN EXCAVACION MINERA 7.2 INTRODUCCION A UN SIMULADOR PARA LA ITO.

ANEXO : Preguntas a los Asistentes.



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1.- INTRODUCCION 1.1 SOBRE LA NATURALEZA NATURALEZA DEL CURSO POR GEOMECANICA El Capítulo De Ingeniería Geológica del Consejo Departamental de Lima - Perú, ha previsto la materialización materializa ción de un curso de Geomecánica Aplicada para el personal afecto a las tareas de Planificación Minera, Geología e Inspección Técnica de Obras (ITO) para las faenas subterráneas en Perú. Este curso también se ha hecho extensivo al personal responsable de lo contratos para faenas mineras de estas características. Dada la variada gama de profesionales mineros invitados a participar del curso, el contenido de las materias expuestas debió tener una orientación con especial dedicación a problemas prácticos .No obstante, ante la incontable incontable ocurrencia de problemas problemas típicos de geomecánica en faena subterránea, el suscrito optó por por diseñar un curso aplicado a desarrollar un "Criterio Educado" para enfrentar los múltiples problemas de Geomecánica Aplicada en minería Dado que el objetivo central fue desarrollar este criterio educado, los alcances del curso cubren tópicos como: Antecedentes históricos de mecánica de roca. Conceptos teóricos. Aproximaciones empíricas. Procesos de simulación numérica del estado del arte, otros. El procedimiento procedimiento adoptado adoptado consistió en definir la participación de Geomecánica Geomecánica en los diferentes capítulos de ingeniería que se suceden en el desarrollo de un proyecto minero (Ingeniería Conceptual, Básica y Detalle). Figura 1 muestra los objetivos centrales de Geomecánica en los dos primeros capítulos de dicha ingeniería. A continuación de estos dos primeros capítulos, la Ingeniería de de Detalle se recibe de un proyecto proyecto apto para construcción, oportunidad en la cual deberá establecer las tareas propias propias de de la ITO para materializar el proyecto así evaluado.



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Para mejor ilustrar la tareas de la ITO, durante el desarrollo del curso se intercalaron antecedentes de control de calidad (objetivo primero de la Ingeniería Ingeniería de Detalle), que van desde reconocer la correcta instalación de un perno Split Set, hasta la vibración máxima aceptable para daño en una faena subterránea. Seguido de los procedimientos empíricos para definir las calidades de rocas objeto de excavación, con el propósito de corregir corre gir las la s recomendaciones de la etapa Básica (alcance primero de la Ingeniería de Detalle). Para mejor ilustrar los contenidos del curso, se han intercalado una serie de láminas auto explicatorias de los diferentes tópicos así tratados. Dichas láminas se acompañan en el presente documento. Finalmente, el curso se materializó durante los días 1, 2, y 3 de Marzo en jornadas de mañana y tarde. Para calificar la participación de los asistentes, el curso consideró un un cuestionario de 20 preguntas (que se adjuntan en ANEXO) . Las preguntas del cuestionario incluyen un numero equivalentes de consultas prácticas y teóricas, razón por lo cual se entiende como aprobado responder al menos el 50% de ellas.



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1.2 BREVE RESEÑA HISTORICA. La Geomecánica es una extensión de las ciencias que tratan el tema de Mecánica de Rocas i.e., el comportamiento de los materiales cohesivos en procesos de esfuerzos y deformaciones. El advenimiento de la Mecánica de Rocas es reciente, y nace como una aplicación al diseño de minas de carbón en la Europa de la década de los años 1930. En tales años, los conceptos teóricos apuntaban a una formulación analítica simple como como criterio de ruptura (Mohr-Coulomb), y una formulación elástica para explicar la deformabilidad de ellas cuando se le aplican fuerza repartidas sobre su superficies (i.e. esfuerzos). Tales esfuerzos se suponían únicamente como resultado de la acción gravitacional. Históricamente, los avances en Geomecánica dieron origen a una Sociedad Internacional de Mecánica de Rocas y Geomecánica, que a la fecha tiene publicaciones periódicas trimestrales. Alternativamente, la Geotecnia es una extensión de las ciencias que tratan el tema de Mecánica de Suelos i.e., el comportamiento de los materiales no cohesivos tradicionalmente denominado suelos, y que por alcance a la minería se le asocian los acopios de tranques de relave y botaderos de lastres. La Mecánica de Suelos es muy anterior a la Mecánica de Rocas y ha desarrollado sus propios organismos internacionales tales como Sociedad Internacional de Mecánica de Suelo y Geotecnia, con una publicación conocida como Geotechnique. También, es importante anotar anotar que con el advenimiento de minería minería de rocas duras para las faenas subterráneas, los conceptos teóricos de usos y costumbres de la minería europea se adoptaron sin cuestionamiento. La incorporación de pernos (inicialmente de maderas), y posteriormente el roof bolt americano, mantuvieron diseños de largo aproximado a 2 metros, justificados por las dimensiones (típico 2x2 metros) de las galerías de la época, y por la teoría clásica que suponía el deterioro de rocas techos y paredes hasta una profundidad igual a un diámetro de la excavación. Dichas prácticas, incluido el distanciamiento entre pernos derivado de una teoría francesa que asume un esfera de superposición de efectos para el perno (para pernos de 2 metros largo la superposición exige un metro de distanciamiento), han resultado exitosas y son parte de los paradigmas de la minería actual. En este contexto de conceptos y costumbres, la minería suele asociar la geotecnia con los procedimientos para acopiar y concluir las calidades de las rocas in-situ, con énfasis en el reconocimiento geológico de estructuras fallas. Esta tarea de geotecnia ha dado como resultado varios sistemas de clasificación de calidad de roca (RQD, RMR, GSI, Q, N) ahora disponibles en la literatura especializada. Por el contrario, la geomecánica se asocia con los procedimientos que permiten avalar al diseño de las excavaciones mineras en los materiales antes calificados por geotecnia.



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2.- GEOMECANICA PARA INGENIERIA DE DETALLE EN PROYECTO MINERO 2.1 OBJETIVOS, ALCANCES, Y PROCEDIMIENTOS PARA LA ITO Figura 2 muestra los contenidos de la Ingeniería Geomecánica de Detalle, en la cual se describe el objetivo primero de la ITO i.e., que se cumpla cumpla el diseño contratado. Los alcances a estos objetivos: buscar optimizar el diseño de la obra mediante: (1) Anticipar la calidad del terreno excavado. (2) Anticipar la fortificación requerida. (3) Avalar las modificaciones a las excavaciones. Ejemplo : dimensiones de caserones en método Sublevel Stoping y (4) Retroalimentar la información in-put de la Ingeniería Básica

El diseño contratado que deberá hacer cumplir la ITO, esta fundado en una información siempre insuficiente, ya que proviene de sondajes y eventualmente de túneles exploratorios, y/o galerías de avance para reconocimiento del yacimiento por explotar. Dicho de otra forma, los diseños mineros de la Ingeniería Básica son aproximaciones a una realidad que será constatada al momento de construir la obra. En el caso ideal, la información información de calidad de terreno se encuentra disponible en archivos magnéticos o en planos interpretados por geotecnia en geología. De esta forma, el trazado de las futuras excavaciones puede puede ser superpuesta a los planos de calidades de rocas, anticipando de esta forma las condiciones de dichas rocas. Por lo anterior, los alcances a la tarea de la ITO parten con la información información geomecánica del diseño original, asunto que que le permite permite suponer una una fortificación para dicho diseño inicial.



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Naturalmente, las nuevas excavaciones permiten corroborar las calidades de rocas antes supuestas, o en su defecto, permiten anotar las alteraciones a dichos supuestos. En este último caso, se supone que los diseños de fortificación inicial también pueden ser alterados. Nótese, que en el desarrollo de los trabajos mineros, las rocas expuestas son mejor reconocidas y permiten identificar contenidos de mineral diferentes a los supuestos inicialmente por geología, asunto que que puede obligar a modificar los diseños (Ejemplo : dimensiones de caserones en el método Sublevel Stoping ), alterando las dimensiones dimensiones de ellos, o la ubicación de pilares y losas de sustentación. En tal caso, la ITO deberá poner a disposición de la Ingeniería de Detalle los nuevos antecedentes de calidad de roca que haya acopiado, con énfasis en la ocurrencia de fallas estructurales in-situ. En la materialización de esta tarea, la ITO necesitará re calificar las calidades de rocas inicialmente disponibles en la ingeniería Básica. Por ejemplo: Si la información geotécnica en la etapa Básica se deriva del índice índice RQD obtenidos obtenidos de sondajes, sondajes, entonces procede que la re calificación se haga con el índice RMR, atendido a que este índice emplea un mayor numero numero de antecedentes de rocas rocas i.e., supuestamente disponibles disponibles ahora en la etapa de construcciones.

una de las tareas más importantes y no siempre atendidas de la ITO es retro alimentar con la nueva información información disponible a la Ingeniería de Detalle, para así optimizar los diseños en construcción. De todo lo anterior, se desprende que

Para cumplir cumplir con estas tareas, la ITO deberá manipular manipular herramientas teóricas y procedimientos empíricos que se insinúan en los capítulos siguientes.

2.2 LA APROXIMACION TEORICA Y EMPIRICA AL DISEÑO MINERO Figura 3. Muestra la Ley de Mecánica Clásica que gobierna la relación entre los esfuerzos aplicados a las rocas, y las deformaciones que sobre ellas se obtienen. En efecto, a partir de suponer que las rocas se comportan como resortes elásticos, se concluye que la energía entregada por un esfuerzo de compresión se disipa principalmente en la forma de deformación (otras disipaciones de energía son por calor y emisión acústica de crujidos). Esta relación define inmediatamente una propiedad intrínseca de cada roca denominada Módulo de Deformación.



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La teoría clásica, y la experiencia empírica, han sido tradicionalmente complementarias en Geomecánica. A modo de ejemplo, vale destacar que el índice empírico para calificar calidad de roca RQD exige que en los tramos de sondajes de 10 pies largo (largo del barril rescate de testigos) se contabilicen los trozos de rocas mayores de de 4 pdas largo. El total que resulta de sumar solo estos trozos, dividido por el largo 10 pies entrega en forma (%) el índice RQD. Esta formulación formulación empírica empírica sugerida por Deere exigió contabilizar los tramos con largo sobre 4 pdas, en razón a que el autor disponía solo de testigos diámetro 2 pdas, y conforme las exigencias de de los ensayos de laboratorio, las rocas a estudiar por ruptura ruptura deben geométricamente ser cilíndricas y de dimensiones largo/ancho igual a 2. (i.e., largo 4 pdas). La exigencia cilíndrica con largo/ancho igual a 2, es también complementaria entre la teoría y la práctica, y nace de la importancia de la configuración geométrica del diseño minero sobre la estabilidad de las rocas excavadas . En forma simplificada, podemos podemos suponer que la construcción del "edificio minero", parte ignorando la calidad y la ubicación de estas calidades de rocas in-situ, y también ignora la magnitud y la orientación de las fuerzas que sobre ellas actúan (descartamos que solo existen fuerzas gravitacionales y suponemos que a ellas se agregan esfuerzos tectónicos de la corteza terrestre). Finalmente en la construcción de este edificio, la única variable disponible al diseñador de la mina es la figura geométrica de la cavidad que propone construir. De esta forma, solo con la variable "geometría" el minero logrará que las cavidades en rocas sean estables o sufran destrucción. Figura 4 ilustra los efectos de esfuerzos sobre testigos de rocas cilíndricos. Allí se comprueba que solo con esta forma cilíndrica, la deformación radial por hinchamiento hinchamiento (dos materiales no pueden ocupar el mismo espacio al mismo tiempo) provoca una deformación uniforme de la probeta estudiada.



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La condición cilíndrica y con geometría óptima para ensayos de laboratorio se consigue con tareas como como las que que se indican indican en Figuras Figuras 5 (saca testigos de colpas) Figura 6 (pule extremos paralelos) Figura 7 (verifica calidad de las superficie).

FIG N 5

FIG N 6

FIG N 7

Apoyada en ensayos de laboratorio, la aproxim ación teórica define en fórmulas clásicas el criterio de ruptura y deformación, interactuando con la configuración geométrica de la roca misma, o de la excavación construida en ella. Alternativamente, la aproximación empírica emplea los mismos ensayos de laboratorio para corregir estas formulaciones, generando cr iterios de ruptura experimentales, y avanza en asociar dichos criterios experimentales con técnicas de observación de terreno, lo que da origen a los índices de calificación de calidad c alidad de rocas in-situ. De lo anterior, y mediante relaciones derivadas de la experiencia, se construyen gráficos en los cuales se asocian estos índices empíricos de calidad de rocas, con parámetros ingenieriles útiles al diseño mi nero (fortificación, dimensiones dimensiones de excavación, etc.)



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3.- FORMULACION TEORICA Y EMPIRICA PARA DEFORMACION Y RUPTURA EN ROCA 3.1 APROXIMACION TEORICA PARA CALIFICAR DEFORMACION Y RUPTURA Figura 8 muestra un ensayo típico en compresión sobre un testigo de roca. El ensayo muestra dos resultados importantes: •

La roca ensayada se ha roto en forma diagonal, evidenciado una ruptura angulada (Aprox. 60º) respecto a la horizontal (orientación del confinamiento atmo sférico inferior a la carga de compresión). Lo anterior deduce que la grieta angulada se asocia a un esfuerzo de cizalle según el plano de ruptura. Dicho de otra forma: la carga de

compresión a confinamiento atmosférico logró fracturar la roca según un estado de cizalle, o mejor dicho la roca se rompió por cizalle. Esta observación también

•

deduce que de la ver ificación de una grieta, podría deducirse deducirse la orientación de los esfuerzos que la originaron. La misma misma Figura 8 muestra muestra un dial mecánico, y una una resistencia eléctrica de pequeña dimensión pegada al testigo te stigo de roca. Lo anterior para registrar la deformación de dicha roca. Debe anotarse que la deformación de las rocas suele ser del orden de 1/1000000 pulgada por cada pulgada de largo ensayado. Esta cifra es inalcanzable para el dial mecánico y debe ser descartado. A la resistencia eléctrica (gauge), se le conecta un puente Wheatstone que registrará un paso equilibrado de electricidad. El gauge altera su conductibilidad eléctrica según cambia el largo de este conductor. Dicho largo se modificará cuando la roca en deformación arrastre esta resistencia pegada a ella. En definitiva, el gauge pegado es suficiente para medir la deformación requerida en la Figura 9. El ensayo con este tipo de gauge debe hacerse en tiempo corto, ya que el pegamento por oxidación arrastra el filamento eléctrico modificando sus propiedades. En resumen: el gauge eléctrico es apto para medir deformaciones en rocas pero

solo por plazos cortos de tiempo. FIG N 8

FIG N 9



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Figura 9 muestra un típico ensayo de tracción. Sobre el testigo de roca llevado al laboratorio. Al momento de ruptura se dice que se rompió por tracción, superando así una propiedad intrínseca de esta roca. Figura 10 muestra un típico ensayo e nsayo de compresión, pero en esta oportunidad la solicitación de compresión es según el diámetro de la roca, tal que de esta forma se origina un estado de tracción en ella. Igual que en el caso anterior, la probeta también se romperá cuando se supere la propiedad intrínseca tracción de dicha roca. Este es un buen ejemplo de cómo la geometría de la probeta ensayada puede alterar la condición de ruptura para las rocas ensayadas.

FIG N 10

Estos ejemplos de laboratorio demuestran que las rocas solo pueden romperse por dos efectos (cualquiera sea la forma que se le aplique esfuerzos). Dichos efectos son Tracción

y Cizalle.

La resistencia de las rocas al efecto Cizalle también puede ser medido en laboratorio. Figura 11 muestra un típico ensayo de corte directo. Las piezas de acero sometidas a carga vertical dejan libre un plano inclinado por donde se romperá la roca al lí contenida. Observe en esta Figura 11 que la pieza de acero superior tiene un apoyo para un vástago o núcleo que se introduce en una bobi na eléctrica sujeta a la pieza inferior de acero.

FIG N 11

FIG N 12



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El dispositivo así descrito se denomina gauge LVDT, y funciona como un trasformador, tal que la posición del núcleo asociado a la pieza supe rior, se mueve en el núcleo asociado a la pieza inferior. El vástago núcleo y la bobina con voltaje de in-put / out-put es verificado con un voltímetro. Las variaciones de voltaje se corresponden a la deformación de cizalle experimentada por la roca dentro de las piezas de acero. . Figura 12 muestra un registro de esfuerzo y deformación creciente en cizalle. La gráfica describe ocasionales "salto de deformación" a esfuerzo constante. Figura 13 muestra el resultado de la ruptura final. El primer salto de de formación se corresponde con el esfuerzo que ha logrado superar otra propiedad intrínseca de cada roca denominada cohesión (ya no es una roca sino dos pedazos). No obstante, se gún se indica en Figura 12, el material aun resiste la ruptura. Esta resistencia se asocia a la for mación de "asperites" o rugosidades en el plano de ruptura i.e., asimilable a dientes de cierra con gran ángulo. Al incrementar los esfuerzos, los dientes de cier cierrra se frac racturan disminuye ndo la trabaz abazó ón (redu educien iendo el ángulo). Este proceso a saltos culmina con la separación final de las partes.

FIG N 13

FIG N 14

Todo el fenómeno anterior, explica que conforme el criterio de ruptura clásico (MohrCoulomb), las rocas deben ser reconocidas por tr es parámetros intrínsecos: (1) Resistencia a Tracción. (2) Cohesión (3) Fricción. Convenientemente, la relación de todos los esfuerzos (confinantes y cizalle) que rompen la roca resulta en la ecuación de un circulo (Mohr), tal que la tangente (envolvente) a todos los posibles círculos que resultan de combinar esfuerzos in-situ constituye el Criterio de Ruptura Clásico de la Figura 14.

En resumen, la aproximación teó rica al diseño de excavaciones en rocas requiere del conocimiento previo de 5 parámetros intrínsecos para las rocas del lugar: Dos corresponden a Modulos de deformación ( el descrito en Figura 3 es el mas importante) y tres parámetros de ruptura, Cohesión, Fricción y Tracción. Aparte, corresponde destacar aq uí que el dispositivo LVDT puede usarse también para establecer la deformación de rocas en estado de compresión. En tal caso simplemente se debe cambiar el dispositivo dispositivo chasis que contiene los LVDT para, de esta forma, registrar la deformación vertical y horizontal que puede experimentar el testigo de roca sometido a carga conforme se indica en el gráfico gráfico teórico de Figura 4.



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El dispositivo chasis que se emplea en este caso es conforme se muestra en la Figura 15 y para ello se cuenta con los mismos voltímetros y accesorios que se empelan en los ensayos d e cizalle.

FIG N 15

Alternativo a los ensayos de cizalle antes descritos, es posible deducir el criterio de ruptura en roca mediante ensayos ensayos de confinamiento total. Los ensayos tradicionales de resistencia en rocas se efectúan a la presión atmosférica, pero como es de imaginar, en condiciones de terreno las rocas están confinadas y su comportamiento en carga es distinto. Figura 16 muestra el caso en que el simple desconfinamiento de una roca comprimida y en equilibrio termina por romper dicho material.

FIG N 16



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Los ensayos bajo estado de confinamiento se practican en recipientes de acero también denominadas celdas triaxiales Figura 17 muestra una celda que lleva en su interior un testigo de roca sumergido en aceite confinante. La carga vertical se proporciona mediante el pistón que transita por la tapa de este recipiente.

FIG N 17

3.2 LA APROXIMACION EMPIRICA A LA DEFORMACION Y RUPTURA DE ROCAS Como resultado de ensayos de laboratorio, otros autores (Hoek y Brown), han propuesto un criterio de ruptura que no responde a la simple tangente de la Figura 14 sino que es una expresión compleja con tres parámetros (mb, s, a ) que se identifican en la gráfica de Figura 18.



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FIG N 18

Para dar un contenido práctico a estas formulaciones Hoek ha relacionado estos parámetros con las clasificaciones geotécnicas de otros autores autores (CSIR, NGI). De esta forma, rocas in situ clasificadas de muy buena calidad a muy muy mala mala calidad, deducen los parámetros de Hoek en tablas publicadas en la literatura. No existen suficientes aplicaciones de este criterio de ruptura en la literatura. Los mas conocidos dicen relación con la aplicación de fortificación cable asociado al índice de calidad N para el método Sublevel Caving. Desafortunadamente, cada cierto tiempo se publican modificaciones a estas cifras, asunto que ha impedido concordar un criterio único para este método. Mas aún, se considera que el método apunta a establecer un potencial de ruptura de las rocas en términos de algún Factor de Seguridad Seguridad (coeficiente entre la carga aplicada y la resistencia disponible). Este fenómeno de equilibrio límite no debe confundirse con el deterioro que ellas pueden experimentar i.e., deterioro que justifica el empleo de fortificaciones o dimensiones de los diseños mineros. En definitiva, el criterio de ruptura como herramienta de diseño para excavaciones en rocas es cuestionable. Alternativamente, otros autores (Kulawy, Krstulovic) han preferido reconocer que conforme lo indicado en Figura 4, el deterioro de de las rocas puede asociarse mas directamente al Modulo de Deformación. Esta aproximación parece lógica, dado que la deformación de las rocas conduce al d esplazamiento de las paredes o techos de de las excavaciones generando microfracturas en un halo distendido, con lo cual se altera el estado de confinamiento de estas mismas rocas. El desplazamiento de techos y paredes es un fenómeno que puede ser monitorizado, y para ello se emplean equipos extensómetros. Estos equipos instalados en perforaciones a Calle Plutón Nro 224 Salamanca ATE TELEFAX N° (511) 435-1969 E-mail:[email protected] LIMA-PERU LIMA-PERU Almirante Latorre Latorre N°405 SANTIAGO SANTIAGO CENTRO TELEFAX TELEFAX N° (562) 698-4768 698-4768 SANTIAGO SANTIAGO - CHILE


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profundidad suficiente para salir de las zonas distendida de las rocas, disponen de anclajes fijos a diferentes profundidades (incluso en el brocal de la perforación). Cada anclaje lleva una barra o cable de referencia que le permite reconocer el desplazamiento entre anclajes mediante un simple sistema de comparación en el mismo brocal de la perforación. Figura 19 muestra un extensómetro extensómetro eléctrico usado primogénicamente primogénicamente en faena Santos de AUREX.. Consiste en una serie de cables eléctricos que se hacen llegar hasta diferentes profundidades de una perforación en rocas. Cada conductor alcanza diferentes profundidades, e individualmente constituye un circuito eléctrico cerrado. Todo el conjunto se groutea en la perforación. De esta manera una eventual grieta o fractura de dicha roca interrumpirá algunos de los circuitos, pudiendo pudiendo identificar con ello el circuito fallado (y la grieta que lo ha fallado) mediante una señalización de alarma sonora o luminosa.

FIG N 19

La ocurrencia de desplazamiento es signo de desconfinamiento y de deterioro de las rocas in-situ. Este desconfinamiento lleva a la ruptura según el ejemplo de la Figura 16. Entonces, el parámetro objeto de correlación es el Módulo asociado a índices de calidad de roca obtenidos por geotecnia in-situ.



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La asociación de índices de calidad de roca RQD y RMR al Modulo de Deformación son conocidas en la literatura. Figura 20 y 21 muestran ejemplos de estas formulaciones.

FIG N 20

FIG N 21



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FIG N 21

En definitiva, definitiva, el estado del arte apunta a dos metodologías para para avanzar en el reconocimiento empírico de deformación y ruptura de rocas. La primera parte de un criterio de ruptura que habría de llegar a soluciones ingenieriles vía los tres parámetros teóricos o empíricos antes referidos. La segunda parte de una variación del módulo de deformación producto de los cambios de confinamiento que se originan durante las excavaciones. Estas variaciones del módulo asociados a los índices de calidad de roca, darían soluciones ingenieriles prácticas como las que se muestran en la Figuras 22 y 23.



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FIG N 22



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FIG N 23



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4.- EL ASUNTO DE FALLAMIENTO DE ROCAS IN-SITU Las rocas en su heterogeneidad, contienen estructuras fallas que se asemejan a figuras geométricas planas. Estas discontinuidades geológicas (fallas) pueden convenientemente ser manejadas como planos en el espacio luego de haber sido identificados por su Rumbo e Inclinación. La ubicación y la estadística de estos planos de falla son particularmente importantes, ya que invariablemente las rocas sometidas a cargas terminan rompiéndose en dichas fallas. Por exigencia geométrica el Rumbo es un vector (línea) contenido en el plano de la falla, y su orientación se obtiene interceptando el plano de falla con el plano imaginario horizontal. Ambos planos se cortan en una línea (traza) denominada Rumbo. El Rumbo es un ángulo referido al Norte, y se mide según el movimiento de los punteros del reloj. El vector Inclinación es por definición geométrica perpendicular al Rumbo, y también se define como un ángulo medido desde la horizontal hacia abajo. Lo anterior permite permite reproducir en proyecciones estereográficas los planos planos de de fallas que puedan ser identificados in-situ. Existen varios sistemas para proyectar planos en sistemas siste mas estereográficos, todos ellos ampliamente difundidos en la literatura geológica geotécnica. Para los efectos de geomecánica, es importante distinguir entre dos de ellos: (1) El sistema Schmidt divide el área de proyección en segmentos iguales, y con ello provoca una distorsión en la proyección de los ángulos. Por tratarse de una proyección de igual área, este sistema es útil para los estudios de estadística de fallas. (2) El sistema Wulff distorsiona las áreas para conseguir conseguir precisión en la proyección angular, razón por lo cual cual este sistema Wulff debe ser usado en los estudios de geomecánica. Conforme a los usos que corresponden, corresponden, la geomecánica puede deducir de ellos la ocurrencia de patrones estructurales preferentes in-situ, y eventualmente deducir el daño que ellos ocasionan en las excavaciones previstas en minería.

4.1 LA ESTADISTICA POR GEOLOGIA GEOTECNICA La estadística de fallamiento in-situ es un dato in-put proporcionada usualmente por geología geotécnica. Sobre un total de registros de fallas con sus respectivos Rumbos e Inclinaciones, geotecnia deduce la ocurrencia de Cluster de fallas (agrupaciones). Estos cluster pueden tener un "peso estadístico" diferente, deduciendo así la importancia relevante entre ellos. Al ocurrir más de un cluster in-situ, existe la posibilidad que que los planos de de diferentes cluster se intercepten generando una traza (línea de intersección de dichos planos). Naturalmente, la ocurrencia de una línea de intersección depende de la probabilidad de ocurrencia de los cluster que lo componen.



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Al ocurrir una intersección podemos suponer que las rocas delimitadas por ambos planos constituyen una una "cuña" o volumen de roca ,que puede derrumbar si existe una cara libre (techo o pared) que permita aflorar a esta línea de intersección. De esta forma, la ocurrencia de "cuñas" factibles de derrumbar depende de la existencia de estas líneas de intersección que pueden aflorar según el diseño de techos y paredes que proponga el proyecto minero Figura 24 muestra una típica representación Wulff con la ocurrencia de dos planos cluster q ue definen un vector intersección.

FIG N 24



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4.2 LAS CONDICIONES DE DISEÑO POR FALLAMIENTO ESTRUCTURAL. Habiéndose establecido la ocurrencia estadística de los vectores intersección, las estructuras mineras propuestas excavar , y/o dejar como elementos de sustentación (pilares, lozas) pueden se proyectados proyectados también mediante las redes Wulff Figura 24 presenta también la proyección de una cavidad (caserón) , excavada en las rocas que contienen los cluster antes definidos. La proyección que define el techo (sector central) y las paredes (en el entorno), es mediante los ángulos diagonales que definen el ancho y el alto del caserón. En este caso, el caserón ha sido orientado con su eje mayor según N 52 E. De la simple observación de Figura 24 se concluye que una cuña (critica) aflora en el techo del caserón, dándose así la condición necesaria para su derrumbe. La condición suficiente para que este derrumbe ocurra se cumple, si el peso de la cuña gener a cizalles en los planos de falla superando en magnitud la eventual eventual cohesión y fricción que que exista en dichos planos de falla. Para efectos prácticos, la solo ocurrencia de la condición necesaria conduce a revisar el criterio de diseño adoptado y/o aventurar alguna fortificación para estas rocas. Por la naturaleza del análisis estereográfico, de la misma Figura 24 podemos concluir la altura máxima de derrumbe controlada por esta cuña. Esta altura máxima de sobre excavación, resulta en un fenómeno de formación de techo cúpula por derrumbe de estas cuñas. Así, este fenómeno se detiene cuando la cuña crítica de la Figura 24 deja de aflorar en el techo. Esta condición de cúpula se detiene cuando las nuevas paredes en derrumbe del techo, genera un ángulo (diagonal de los extremos del caserón en derrumbe), tal que al proyectar en Wulff la nueva pared (ahora incluyendo la altura de cúpula derrumbada), la cuña crítica deja de aflorar en el techo en estudio.

5.- EL ASUNTO ESFUERZOS EN ROCAS La relación mecánica de la Figura 3 sugiere que hay una relación directa entre el esfuerzo aplicado y la deformación obtenida por la aplicación de dicho esfuerzo. Por razón inversa, la orientación de los esfuerzos in-situ originarán mas o menos deformación de techos y paredes excavados, según sea la orientación que tengan dichas paredes y techos. Lo anterior, justifica ampliamente la necesidad de conocer la orientación de los esfuerzos tectónicos en el yacimiento minero. Dichos esfuerzos iniciales se modifican según la geometría de las excavaciones del diseño minero. En el proceso de modificación, las magnitudes iniciales pueden incrementarse o reducirse modificando estados de compresión confinados a estados de tracción o desconfinados. Figura 25 muestra la magnitud y la orientación orientación de de estos esfuerzos tectónicos alterados en el entorno a una galería minera típica. Dicho de otra forma, resulta necesario conocer la magnitud y orientación de los esfuerzos local al yacimiento, para mejor diseñar las excavaciones mineras del lugar.



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FIG N 25

5.1 MAGNITUD Y ORIENTACION DE ESFUERZOS EN ROCAS La mecánica clásica describe los denominados Esfuerzos Principales (S1, S2, S3) sobre las rocas, como aquellos esfuerzos que resultan según tres ejes ortogonales entre si, y que que derivan las magnitudes máxima de dichos esfue rzos. Naturalmente dichas ejes principales no necesariamente coinciden con las coordenadas NS, EW y Vertical que nos convienen para nuestra referencias topográficas. En tales circunstancias, cada Tensor de Esfuerzo Principal debe tener un Rumbo e Inclinación conocido.

La magnitud de los Esfuerzos Tectónicos Principales s e expresa en 3 cifras S1, S2, S3, cuyo Rumbo e Inclinación se expresa en otras 6 cifras, totalizando de esta forma 9 variables por evaluar . Alternativamente, estos Esfuerzos

Dicho de otra forma :

Principales pueden proyectarse sobre ejes coordenados conocidos conocidos X, Y, Z ( NS, NS, EW, Vertical), en cuyo caso los Esfuerzos Principales ya no cumplen la condición de ser máximos, ya que que derivan resultantes de cizalle sobre los ejes proyectados. En este caso, se denomina Tensor de Esfuerzos Secundarios, y las variables por evaluar son Sx, Sy, Sz, Txy, Tyz, Tzx La orientación de las excavaciones mineras, conduce a alteraciones de estos esfuerzos insitu. Figura 25 muestra ejemplos en donde la relación de esfuerzos verticales y horizontales para galerías de igual dimensión y geometría, generan diferentes concentraciones de esfuerzos. En oportunidade s, dichos esfuerzos resultantes en techos y Calle Plutón Nro 224 Salamanca ATE TELEFAX N° (511) 435-1969 E-mail:[email protected] LIMA-PERU LIMA-PERU Almirante Latorre Latorre N°405 SANTIAGO SANTIAGO CENTRO TELEFAX TELEFAX N° (562) 698-4768 698-4768 SANTIAGO SANTIAGO - CHILE


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paredes son por efectos tracción i.e., asunto delicado ya que las rocas roca s en general soportan muy poco los estados de tracción. Figura 26 muestra un compendio de registros de esfuerzos tectónicos medidos en diferentes regiones del mundo. De todo ello se desprende lo siguiente: En el rango de 0 a 1000 metros de de profundidad profundidad los esfuerzos orientados horizontales son mayores que los esfuerzos orientados verticales.

FIG N 26

REGISTROS EXPERIMENTALES EXPERIMENTALES EN DIFERENTES LUGARES LUGARES DEL MUNDO



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Como resultado de mediciones en diferentes faenas mineras Chilenas, en Figura 27 se muestra una Ley General de Esfuerzos Tectónicos aplicables a los yacimientos de AUREX. Figura 28 muestra también la representación estereográfica de los registros obtenidos en minas Santos, Alcaparrosa y candelaria Norte. De esta última Figura 28 podemos concluir lo siguiente:

FIG N 27

LEY TECTONICA EN CORDILLERA ANDINA



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FIG N 28

• •

Los esfuerzos principales son preferentemente subhorizontales y con orientación EW. Los esfuerzos horizontales son mayores que los verticales. Esto en concordancia con la tendencia mundial de la Figura 26.

Atendido a que los esfuerzos se relacionan directamente con la deformación de desconfinamiento, y estas deformaciones se relacionan con el deterioro de las rocas in-situ, entonces es importante orientar las paredes de las cavidades mineras, de tal forma que las superficies mayores sean paralelas a los esfuerzos mayores in-situ. También es destacable que siendo los esfuerzos mayores con orientación orientación subhorizontal y d ado que en Chile los patrones estructurales son son preferentemente verticales, entonces entonces en teoría los techos pueden resultar más estables que las paredes.



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5.2 TECNICAS DE MEDICION DE ESFUERZOS Y DESPLAZAMIENTOS EN ROCAS. Existen varios sistemas para registrar los esfuerzos tectónicos mediante instrumental de terreno. Invariablemente, todos ellos registran deformaciones con dispositivos gauges tipo resistencia eléctrica, y posteriormente concluyen con los esfuerzos que deducen tales deformaciones sobre estos gauges, mediante la formulas clásica de la Figura 3. El mas antiguo de estos sistemas fue desarrollado por el U.S. Bureau of Mines, y es el sistema que ha sido empleado en las faenas de PODEROSA en Perú En lo fundamental fundamental se trata de un sensor de chasis robusto como como el que se muestra en la Figura 29, el cual contiene en su interior un arreglo de resistencia eléctricas factibles de registrar deformaciones según tres ejes (orientados a 120° entre si) en un plano ortogonal al eje del sensor .Los pines que se muestran en un extremo del sensor están encargados de registrar la deformación de las rocas in-situ. La experiencia de mediciones mediciones se efectúa en una faena subterránea en las etapas siguiendo siguiendo Figura 30: •

•

•

•

•

Inicialmente se practica una perforación de gran diámetro (6 pdas) hasta una profundidad suficiente para alejarse de las rocas afectadas en la pared pare d de la galería minera. A continuación, al fondo de la primera perforación se practica otra de menor diámetro (Ex: 1.5 pdas). Conforme se indica en Figura 30. El sensor se aloja en esta pequeña perforación asegurando un firme contacto con la roca. El contacto es especialmente en los pines pines que sobresalen del sensor, y que se apoyan en los circuitos eléctricos contenidos en el interior de sus chasis. A continuación se ejecuta un sobreperforado con diámetro 6 pdas sobre este equipo colocado in-situ. Como resultado de esta sobre perforación (Overcoring) ,las rocas que rodean el sensor dejan de estar confinadas por la tectónica del lugar, provocando así un desconfinamiento y relajación de dichas rocas. Asunto que es monitorizado mediante el movimiento de los pines de sensor. El fenómeno es registrado mediante un equipo lector (puente Wheastone) durante todo el proceso de overcoring.



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FIG N 29

FIG N 30



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Figura 31 muestra una máquina sondeadora en proceso de perforado, mientras que en Figura 32 se indica el mismo sensor puesto al fondo de la perforación pronta para el Overcoring. Figura 33 muestra una típica estación de monitoreo del proceso en cuestión.

FIG N 31

FIG N 32

FIG N 33



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Dado que este equipo registra las deformaciones de la roca en un plano ortogonal al eje del sensor (en el plano de la pared perforada), entonces entonces se requieren otras tres med iciones similares siguiendo perforaciones no paralelas. Este procedimiento permite disponer del in-put suficiente para resolver las ecuaciones que deducen el Tensor Principal, y/o Secundario con sus respectivas orientaciones.

Este sistema tiene las ventajas de recuperar el sensor para su empleo en otras oportunidades. Alternativamente. Otro sistema desarrollado en Australia, evita repetir tres veces la perforación de sondaje, y acumula en un solo sensor todos los registros necesarios para deducir el Tensor de Esfuerzos. Lamentablemente en esta alternativa el sensor se destruye, y debe ser reemplazado por uno nuevo en cada registro de Overcoring.



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6.- DINAMICA Y DAÑO POR EFECTO DE TRONADURA 6.1 DEFINICION DEL PULSO DE ONDA POR COMPRESION Y CIZALLE Los esfuerzos evaluados en los capítulos anteriores son supuestamente estáticos en el tiempo, y tienen una equivalencia dinámica por aquellos fenómenos que son transcientes. Ejemplo de dichos fenómenos son las tronaduras mineras y los temblores de tierra. Estas solicitaciones dinámicas se manifiestan con deformaciones que igualmente afectan las caras libres de las rocas excavadas. El fenómeno puede asimilarse al espejo de agua de una fuente que ha sido alterado por el impacto de un objeto. En tal caso, se formará una onda que avanzará por la superficie del espejo de agua (hasta agotar su energía por la resistencia que le opone una eventual viscosidad del agua). La onda se caracteriza por una deformación que se adelanta en la forma de un empuje de compresión, siguiendo la dirección de progreso de la misma onda. Dicho avance se realiza en un tiempo caracterizado por el material (liquido), y se denomina velocidad de la onda (Vp). Simultáneo con lo anterior, el espejo de agua produce una una ola de líquido que se levanta contra la gravedad, y que avanza por detrás de Vp, con una velocidad denominada velocidad de onda (Vs). La ola de líquido constituye un cizalle sobre el espejo de agua, y su energía se mide por el volumen de agua que logra levantar. Las velocidades Vp y Vs son características para cada material, y pueden suponerse como equivalentes a las propiedades intrínsecas Cohesión, Fricción, Módulos, etc. En la práctica, ellas derivan los respectivos módulos dinámicos de las rocas. Atendido a que las velocidades Vp, y Vs, se incrementan con la densidad del medio que las conducen, existe una aproximación empírica que supone que las rocas mas “rápidas” son de mejor calidad in-situ. Tales supuestos han permitido confeccionar relaciones empíricas de Vp con requerimientos de fortificación como los que se indican en Figura 34. Estas aproximaciones requieren un mayor soporte experimental para su aceptación definitiva.



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FIG N 34

La velocidad Vp y Vs puede ser obtenida en laboratorio mediante palpadores (cristales piezoeléctricos), siguiendo ensayos como los que se indican en Figura práctica, el incremento de confinamiento incrementa la velocidad de onda fenómeno se produce debido a que el confinamiento reduce los espacios preformadas de las rocas in-situ

acústicos 35. En la Vp. Este de fallas



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FIG N 35

Es importante acotar que si las rocas están quebradas, pero sin relleno de material entre las caras falladas, la Vp no se altera, quedando así en evidencia que el método no es capaz de reconocer material limpiamente fracturado. La particularidad de transmitir una onda acústica en roca, ha sugerido la teoría de emplear perfiles sísmicos para calificar la calidad de los materiales in-situ. A modo ejemplo: Existen tablas indicativas para rocas con Vp entre 4000 4000 a 5000 m/s, las cuales se suponen muy competentes. Alternativamente otras rocas con Vp bajo 1000 m/s son consideradas incompetentes. Figura 36 muestra una relación empírica directa entre el índice RQD y la Vp. del material in-situ. Estas iniciativas han tenido importantes aplicaciones en faenas open pit, y localmente aplicaciones de tomografía espectral para faenas por Block Caving. No o bstante, persiste la dificultad para reconocer por estas técnicas la condición de roca fallada. Calle Plutón Nro 224 Salamanca ATE TELEFAX N° (511) 435-1969 E-mail:[email protected] LIMA-PERU LIMA-PERU Almirante Latorre Latorre N°405 SANTIAGO SANTIAGO CENTRO TELEFAX TELEFAX N° (562) 698-4768 698-4768 SANTIAGO SANTIAGO - CHILE


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FIG N 36

Es importante destacar que la aproximación para estimar daño en rocas va preferentemente asociada a la velocidad velocidad Vs, atendido a que este pulso lleva al igual que la ola ola de agua, la mayor “energía” acumulada. Igualmente, es relevante considerar que la velocidad sísmica no pueden confundirse con la velocidad que adquiere una una partícula (de roca) por efecto de dicho pulso sísmico. En efecto, la partícula depositada sobre el piso (eventualmente la estructura de un edificio civil), o la cuña suelta de techo (en faena subterránea), resultará desplazada por efecto del pulso VP, Vs. Dicho desplazamiento será en un plazo de tiempo configurando un velocidad de partícula. También lo hará contra la acción de la gravedad, configurando una aceleración de partícula. La disipación de energía con daño incorporado a la roca del lugar, es conforme se indica a continuación.

6.2 DISIPACION DE ENERGIA EN ROCAS Las rocas sometidas a esfuerzos deberán acumular dicha energía de la misma forma como un resorte acumula el aplastamiento sobre ella. En el ejemplo del resorte que se muestra en Figura 37, la energía entregada a la roca puede puede ser mayoritariamente disipada en la forma de deformación. Otra cantidad, resulta en pulsos sísmicos (crujidos) originados por el micro fracturamiento de los componentes de estas rocas. Calle Plutón Nro 224 Salamanca ATE TELEFAX N° (511) 435-1969 E-mail:[email protected] LIMA-PERU LIMA-PERU Almirante Latorre Latorre N°405 SANTIAGO SANTIAGO CENTRO TELEFAX TELEFAX N° (562) 698-4768 698-4768 SANTIAGO SANTIAGO - CHILE


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En principio la ocurrencia de crujidos era directamente asociado a la ocurrencia de esfuerzos. Por extensión, el incremento de ellos se asociaba a estados próximos al colapso de estas rocas. rocas. Lo anterior, unido al advenimiento de sofisticados equipos equipos sísmicos, permitieron suponer que los sistemas de escuchas de crujidos (microsismos) permitirían predecir la ocurrencia de rockburst y/o eventuales terremotos.

FIG N 37



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FIG N 38

Conforme lo indica la Figura 37 y 38, existen evidencias teóricas y experimentales que indican que esto último no es posible con los sistemas de escucha de crujidos. La anisotropía de las rocas (asimilable a un resorte con bucles de diferentes calidades), hace que los ruidos respondan a materiales diferentes, y el colapso no necesariamente se asocia al último crujido y/o al mayor mayor de ellos. Aparte, la posibilidad de ubicar las co ordenadas de las rocas objeto de microsísmo sufre grave distorsión, debido a que la actividad minera altera las rocas, y entonces Vp. no permanece constante en el tiempo de escucha del evento. Finalmente, el daño asociado a la energía entregada por un pulso sísmico, ha probado relacionarse bien con la antes denominada Velocidad de Partícula (C). A modo ejemplo, algunas judicaturas europeas aceptan que si la vibración resultante de una tronadura minera produce (C) inferior a 2 pdas/seg, entonces la estructura civil (edificio habitacional) próxima a la tronadura, no sufrirá sufrirá ningún daño en su estructura y no corresponde corresponde acción legal al respecto. Por el contrario, si se trata de una cavidad subterránea, dicha velocidad (C) puede ser hasta d e 10 pds/seg. Sin que se produzca daño en las rocas de techos y paredes. Estos límites empíricos resultan de ensayos que conduce a una Ley General de Vibraciones Experimental. Idealmente, cada faena minera debería configurar esta relación gráfica que se ajusta en la forma de:



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“ La velocidad de partícula ( C ) es directamente proporcional proporcional a un coeficiente experimental K (que dice relación con la ca lidad del terreno), e inversamente proporcional a una distancia escalar D ( distancia real entre tronadura tronadura y punto punto de daño / raíz cuadrada del peso del explosivo por retardo.) elevado a un coeficiente N ( que que dice relación con el tipo de explosivo) explosivo) “ Naturalmente los coeficientes K y N se obtienen de ajustar los resultados de (C) para diferentes pruebas con D. Ajustada esta Ley General, entonces arbitrariamente se puede fijar un (C) aceptable (Ejemplo: 2 a 10 pds/seg), tal que de ello se desprende la distancia que permite tronar una determinada carga de explosivo por retardo. Alternativamente, empleando una formulación analítica se puede establecer que:

“Los esfuerzos resultantes de una tronadura son directamente proporcional a la velocidad de partícula (C), a la velocidad sónica del terreno (Vp), y a la densidad del medio rocoso (Ro). Si aceptamos que el esfuerzo mas inconveniente en rocas es equivalente a su resistencia a la tracción, entonces podemos despajar de esta relación el máximo (C) aceptable, y con ello deducir la máxima distancia aceptable desde la tronadura al punto de daño.”



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7.- EL ESTADO ESTADO DEL ARTE POR SIMULACION MATEMATICA 7.1 EL MODELO SIMULADOR DE UNA EXCAVACION MINERA El advenimiento de computadores ha favorecido el cálculo expedito de ecuaciones de aproximación numérica. La excavación de una faena minera configura geometrías complejas, cuya solución en términos de distribución distribución de esfuerzos y deformaciones no tiene solución exacta conocida. Alternativamente, se recurre a un sof tware construido para resolver por aproximación numérica, los esfuerzos y las deformaciones en todo el continuo rocoso del yacimiento minero en estudio. Naturalmente, para que dichas roc as sufran modificaciones a su estado inicial, es necesario que se ejecuten excavaciones excavaciones mineras factibles de simular en el computador.

El Simulador parte con un un estado inicial (eventualmente un yacimiento virgen), y reproduce en etapas pre establecidas las geometrías de excavaciones mineras del plan minero. En su inicio, el Simulador debe contener debidamente distribuido los diferentes materiales que conforman el yacimiento. Por tratarse de esfuerzos y deformaciones en la roca simulada, la identificación de cada tipo rocoso es por su Modulo de Deformación. De igual forma, es requisito atribuirle un estado inicial de esfuerzos tectónicos in-situ. Existen diferentes softwares para procesar Simuladores, Simuladores, pero todos ellos requieren contar con cifras de Modulos de las rocas simuladas y de esfuerzos tectónicos in-situ. En el supuesto que se dispone del in-put suficiente en calidad y cantidad para justificar el uso de un Simulador (podemos suponer que ello ocurre preferentemente en la etapa de Ingeniería Básica del proyecto minero), entonces es recomendable elegir los procesadores que mas convienen a la naturaleza del proyecto a estudiar. Por razones obvias, un Simulador requiere de gran cantidad de información relativa a zonificar la calidad de las rocas in-situ. En la práctica, esta zonificación a nivel tridimensional del yacimiento puede ser insuficiente (normalmente es insuficiente). Por el contrario, la mejor información suele encontrarse en planos perfiles y/o plantas, ya que ellas se corresponden con con accesos subterráneos o niveles de la mina. Esta razones, mas la ocurrencia de configuraciones geométricas geométricas simples para excavar, pueden simplificar el Simulador al caso de soluciones en planos plantas o perfiles coincidentes con lo anterior. Independiente si el Simulador es bi o tri dimensional, dimensional, el out-put invariablemente se refiere a esfuerzos y deformaciones en las rocas contiguas a la excavación simulada. Dicho de

otra forma, el out-put refleja las variaciones de confinamiento y las deformaciones que experimentaría la roca excavada ( el proceso out-put es repetitivo para diferentes etapas de excavación).

A continuación, el usuario del Simulador deberá interpretar la estabilidad de las rocas ante estas nuevas condiciones de esfuerzo y deformación denunciadas por el Simulador. Calle Plutón Nro 224 Salamanca ATE TELEFAX N° (511) 435-1969 E-mail:[email protected] LIMA-PERU LIMA-PERU Almirante Latorre Latorre N°405 SANTIAGO SANTIAGO CENTRO TELEFAX TELEFAX N° (562) 698-4768 698-4768 SANTIAGO SANTIAGO - CHILE


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Por ejemplo, deberá buscar alguna relación entre estas nuevas condiciones y los requerimientos ingenieriles útiles a la mina (fortificación espacios límites de excavación, etc.). En la práctica ningún Simulador puede hacer esta interpretación directam ente. Para ello sería requisito establecer algún criterio que conduzca a los requerimientos ingenieriles del proyecto. Alternativamente existen dos procedimientos típicos: •

Adoptando un un Criterio de Ruptura de las rocas in-situ, se fijan los parámetro intrínsecos aceptados por el criterio (ejemplo: Cohesión, Fricción, Tracción) y se comparan los esfuerzos out-put del Simulador para reconocer las condiciones de equilibrio en tales rocas. (eventualmente fijar un Factor de Seguridad en ellas). En opinión del suscrito esta metodología tiene como inconveniente que (aparte del Módulo), es necesario fijar otros tres parámetros intrínsecos Para un medio muy heterogéneo (las rocas in-situ), esto puede ser poco acertado. Aparte, tampoco existe correlación empírica entre los out-put esfuerzos y los requerimientos ingenieriles del proyecto. Las recomendaciones finales quedan así a la

experiencia del operador del Simulador.

•

Adoptando un Criterio de Deformación de las rocas in-situ. Este criterio apunta a fijar una alteración a la condición inicial del Módulo. Esta modificación sería resultado de las variaciones de confinamiento que provocan micro grietas, y originan alteraciones al entorno de las rocas excavadas. Figura 39 muestra esquemáticamente el deterioro de contorno a una excavación in-situ. La variación del Modulo con el confinamiento es una realidad experimental, y alc anza cifras significativas conforme el ejemplo de la Figura Figura 40. Solo dos parámetros intrínsecos definen la variabilidad del Módulo, tal que los resultados out-put del Simulador para cada etapa de excavación es por la Variación del Modulo en las rocas circundantes a la excavación. Atendido a que existe correlación suficiente entre las calificaciones de calidad de roca y el Modulo (ver Figuras 20 y 21), entonces los resultados del Simulador pueden entregarse directamente como índices de calidad RQD, RMR u otro aceptado por la mina. Estos resultados pueden ser

aplicados directamente por el operador del Simulador conforme las expresiones empíricas vigentes (ver Figuras 22, y 23).



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FIG N 39



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FIG N 40

Como solución práctica al deterioro de las rocas excavadas, el operador opta por por intentar devolver el confinamiento a las rocas mediante el empleo de fortificación. Esta fortificación puede ser continua (shotcrate) o discontinua (pernos). Por razones de la dinámica de excavación, el perno es una solución generalizada en la minería chilena. El perno lechada y el SplitSet son dos alternativas típicas. El primero requiere un plazo de fraguado, y el segundo requiere que su diámetro de instalación sea ajustado para que el resorte del SplitSet actúe apropiadamente. (ello se verifica in-situ confirmando confirmando que el resorte esta cerrado) Cualquiera sea finalmente la forma de devolver el confinamiento a las rocas excavadas, este requerimiento de fortificación puede ser anticipado mediante un Simulador de excavaciones.

7.2 INTRODUCCION A UN SIMULADOR PARA LA ITO Tradicionalmente, el empleo de un Simulador se ha justificado para la etapa de Ingeniería Básica, oportunidad en la cual la cantidad de información geológica y geotécnica soporte del proyecto minero minero es apenas suficiente para el diseño de las cavidades mineras. En estas condiciones, el operador en etapa de Ingeniería de Detalle se recibe del proyecto para construcción , con la abierta posibilidad que durante esta etapa de construcción geología re defina la forma del yacimiento, y/o la ITO compruebe compruebe que la calidad de las rocas que soportaron el diseño Básico no se encuentran in-situ , y/o el plan minero sea modificado en su secuencia original.



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En la actualidad por la misma dinámica de las excavaciones, la ITO no cuenta con posibilidades de emplear el estado del arte mediante un Simulador expedito para analizar las nuevas condiciones de terreno, y avalar de esta forma, los nuevos diseños adoptado en la etapa de construcción. Naturalmente, el empleo de un Simulador en estas condiciones obliga a que el software quede operativo operativo en las oficinas de ingeniería ingeniería de faena, y al mismo tiempo sea suficientemente amigable para con el operador encargado, el cual no necesariamente es experto en computación.

Mas aún para que este Simulador responda efectivamente a las necesidades del momento, el out-put de las alternativas de excavación simulada debe corresponder a una recomendación explícita y/o solución a lo así consultado. En este momento el Simulador ALCODER (Algoritmo Computacional para Diseño de Excavaciones en Rocas) es el único algoritmo suficiente para responder a estos requerimientos. A continuación se describe mediante un ejemplo la aplicación de un Simulador ALCODER al diseño de excavación del caserón Millenium en faena minera explotada por Sublevel Stoping. Figura 41 muestra una vista esquemática del yacimiento Millenium excavado con 8 niveles de explotación. Figura 42 describe la naturaleza del problema abordado. Es decir la mina anticipa que tendrá modificaciones de diseño y secuencia de explotación no consideradas en el plan minero original.



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FIG N 41



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FIG N 42

Figura 43 muestra la alternativa de contar con un Simulador ALCODER ALCODER en terreno, para lo cual previamente se requiere : (1) describir el yacimiento mediante algún índice de calidad de roca, (2) establecer los esfuerzos in-situ ,y (3) establecer los planos plantas y perfiles en donde se desea tener las respuestas a las consultas de inestabilidad del proyecto. En nuestro caso, Figura Figura 44 muestra una descripción por índice RMR de las rocas del nivel 1000 en Millenium



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FIG N 43

FIG N 44

Figura 45 muestra muestra una vista tridimension tridimensional al del Simulador Simulador ALCODER ALCODER para Millenium. Millenium. Al momento de implementar este Simulador en terreno, Millenium ya ya ha sido parcialmente explotado, razón por lo cual en etapa inicial del Simulador existe lo aquí denominado " Calle Plutón Nro 224 Salamanca ATE TELEFAX N° (511) 435-1969 E-mail:[email protected] LIMA-PERU LIMA-PERU Almirante Latorre Latorre N°405 SANTIAGO SANTIAGO CENTRO TELEFAX TELEFAX N° (562) 698-4768 698-4768 SANTIAGO SANTIAGO - CHILE


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Proyecto Real" ya implementado. En esta etapa inicial, el operador tiene la opción de conocer los resultados de simular la mina conforme las cavidades actuales.

FIG N 45

FIG N 46

Alternativamente, a partir de esta etapa actual el operador puede adelantarse a resultados futuros escogiendo la alternativa de "Proyecto Virtual" según se muestra muestra en la Figura 46.



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A continuación, según se indica en Figura 47, el menú ALCODER ALCODER le da la opción de elegir entre una selección de excavaciones (etapas o sub etapas) contempladas en el plan minero adoptado.

FIG N 47

Aceptado el el pr procedimiento ,e ,el me menú ALCODER da cu cuenta de del pr proceso ej ejecutado co con resultados en la plantas pre seleccionadas. A modo modo ejemplo ejemplo Figura 48 indica resultados para una instancia del proyecto real en 8 plantas importantes del proyecto.



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FIG N 48

Figura 49 da resultados típicos del ALCODER ALCODER expresados en términos del mismo índice de calidad de roca escogido como in-put. Es decir, luego de haber materializado las excavaciones, el Simulador comprueba las condiciones de las rocas del lugar en términos de las deformaciones y variación de confinamiento allí ocurridas. Estas modificaciones al estado pre-excavación implican modificaciones al valor del Módulo inicial de cada roca. Estas nuevas condiciones de Módulo se traducen en nuevas cifras de RMR , las cuales son comparadas con el estado RMR inicial del in-put. Si las cifras anteriores han sufrido modificación, entonces se imprime el nuevo valor del RMR. (se evita imprimir el valor RMR si no hay modificación de ellos). Con Con estos nuevos nuevos antecedentes antecedentes el operador operador in-situ puede resolver con soluciones soluciones ingenieriles ingenieriles conforme conforme relaciones empíricas como las que se indicaron en Capítulo anterior.



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FIG N 49


Geomecanica Para El Proyecto de Desarrollos Mineros Subterraneaos-Krstulovic

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