UNIVERSIDAD NACIONAL DEL ALTIPLANO FACULTAD DE INGENIERÍA DE MINAS ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERÍA DE MINAS
INFORME DE PRÁCTICAS PRE PROFESIONALES LABORATORIO DE GEOTECNIA Y GEOMECÁNICA DE LA FACULTAD DE INGENIERÍA DE MINAS “ESTUDIO GEOMECÁNICO Y ANÁLISIS ANÁLISIS DE RODAMIENTO DE ROCA, SECTOR SILLUTA C. C. HUATAQUITA-CABANILLAS HUATAQUITA-CABANILLAS”
PRESENTADO POR: JHONATHAN ROLANDO CALLO CONDORI PARA OPTAR EL GRADO ACADEMICO DE: BACHILLER EN INGENIERIA DE MINAS PUNO-PERU 2017
DEDICATORIA Con mucha humildad, el presente informe va dedicado a mis padres y hermano por ser mi fortaleza, fuente de motivación, por sus buenos consejos y constante apoyo incondicional que me dieron durante el desarrollo de mi carrera y desarrollo profesional.
Jhonathan Rolando Callo Condori
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AGRADECIMIENTO Primeramente agradezco a Dios por guiar mis pasos, fortalecer mi corazón e iluminar mi mente en toda mi vida, a mi madre y a mi padre quienes son la fuerza que me impulsa y me guía para ser una mejor persona cada día, a mi hermano por apoyarme siempre durante toda mi formación profesional. De igual manera, quiero expresar mi agradecimiento al LABORATORIO DE GEOTECNIA Y GEOECÁNICA DE LA FACULTAD DE INGENIERÍA DE MINAS, por haberme permitido realizar mis prácticas pre-profesionales. Agradecer de manera especial a los Ingenieros Alberto Gutierrez Del Villar, Ivan Laura Nina. Quienes con sus sabios consejos y grata amistad me brindaron sus conocimientos y su apoyo iincondicional ncondicional para fortalecerme profesionalmente.
Jhonathan Rolando Callo Condori
II
RESUMEN El presente trabajo fue realizado en el talud del sector SILLUTA, C.C. HUATAQUITA CABANILLAS-DEPARTAMENTO DE PUNO. El estudio consistió en determinar las características geotécnicas de los materiales presentes en el talud de suelo y roca, para lo cual se realizaron toma de datos estructurales en campo en distintos puntos de la zona, para luego en el gabinete analizar y procesar los datos adquiridos, para lo cual se realizaron ensayos con equipos específicos para cada estudio requerido y se utilizó el software Slide para realizar análisis de estabilidad de la zona, Dips v.6.0 para la identificación de familias de discontinuidades a través de los estereogramas, RocData v.4.0 para el análisis de resistencia del macizo rocoso y discontinuidades por el criterio de Mohr-Coulomb y el criterio de BartonBandis. La caracterización geomecánica fue realizada por los criterios de RMR y Q. Se realizó un análisis experimental de una simulación de la caída de rocas en el lugar. El efecto físico y matemático de la caída de roca obedece a utilizar los principios y fórmulas de caída libre y la teoría de colisiones o choques. Los programas comerciales facilitaron el desarrollo matemático de dichas fórmulas y adicionan el concepto de probabilidad para sus resultados. Se realizó la identificación del bolón de roca principal de alto riesgo, el cual se levantó los datos en campo para determinar su riesgo a rodamiento. Se determinaron coordenadas para la ubicación de los puntos en los que existe mayor riesgo de rodamiento de bolones de rocas que se encuentran al rededor del bolón principal.Se obtuvo como resultado factores de seguridad estables.
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ÍNDICE DEDICATORIA............................................................................................................ i AGRADECIMIENTO .................................................................................................... ii RESUMEN ..................................................................................................................
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CAPÍTULO I INTRODUCCIÓN ..................................................................................................................... 1 1.1 PRESENTACIÓN DEL PROBLEMA .............................................................................. 2 1.1 GEOGRAFIA .................................................................................................................... 3 1.1.1 UBICACIÓN DEL LABORATORIO DE GEOTECNIA Y GEOMECÁNICA……………………………………………………………………………..3 1.1.2 UBICACIÓN DE LA ZONA DE ESTUDIO .................................................................. 4 1.2 ACCESIBILIDAD .............................................................................................................5 1.3 CLIMA…...………………………………………………………………………………6 1.4 HIDROGRAFIA ................................................................................................................ 7 1.5 ANTECEDENTES ............................................................................................................ 7 1.6 OBJETIVOS Y ALCANCES DE LA PRÁCTICA REALIZADA .................................11 1.6.1 OBJETIVO GENERAL ................................................................................................. 11 1.6.2 OBJETIVOS ESPECÍFICOS ........................................................................................ 11 1.7 IMPORTANCIA DE LA PRÁCTICA REALIZADA. ...................................................11 CAPÍTULO II MARCO TEORICO................................................................................................................. 12 2.1 BASES LEGALES .......................................................................................................... 12 2.2 MECÁNICA DE CAIDA DE ROCAS............................................................................ 13 2.2.1 PROTECCIONES ESTATICAS-PASIVAS ................................................................16 2.2.2 PROTERCCIONES DINAMICAS-ACTIVAS ............................................................16 2.3 CARACTERIZACIÓN ESTRUCTURAL ..................................................................... 16 IV
2.3.1 DESCRIPCIÓN CUANTITATIVA DE LAS ESTRUCTURAS ..................................17 2.3.2 FAMILIAS DE DISCONTINUIDADES Y ORIENTACIÓN DE LAS ESTRUCTURAS ..................................................................................................................... 18 2.3.3 PROYECCIÓN ESTEREOGRÁFICA .......................................................................... 20 2.3.4 ESPACIAMIENTO DE LAS ESTRUCTURAS ........................................................... 23 2.3.5 PERSISTENCIA O CONTUNUIDAD DE LAS ESTRUCTURAS ............................. 25 2.3.6 RUGOSIDAD DE LAS ESTRUCTURAS .................................................................... 26 2.3.7 APERURA DE LAS ESTRUCTURAS......................................................................... 28 2.3.8 DEFORMACIONES...................................................................................................... 29 2.3.8.1 INFLUENCIA DE LOS ESFUERZOS INÍCIALES DE ROCAS ............................. 30 2.3.8.2 INFLUENCIA DE LOS ESFUERZOS ...................................................................... 30 2.4 GENERALIDADES DE LA MECANICA DE ROCAS ............................................... 32 2.4.1 CRITERIOS DE ROTURA ...........................................................................................33 2.4.1.1 CLASIFICACIONES GEOMECÁNICAS: RMR Y GSI ..........................................33
2.4.1.1.1 ROCK MASS RATING (RMR) .............................................................................. 33 2.4.1.1.2 GEOLOGICAL STRENGTH INDEX (GSI) ..........................................................34 2.4.1.2 CRITERIO DE ROTURA DE HOEK BROWN ........................................................ 35 2.4.1.3 CRITERIO DE ROTURA DE HOEK & BROWN GENERALIZADO ....................36 2.4.1.4 CRITERIO DE ROTURA DE MOHR-COULOMB.................................................. 38 2.4.1.5 CRITERIO DE ROTURA DE BARTON & CHOUBEY .......................................... 40 2.5 ANALISIS DE ESTABILIDAD DE TALUDES ............................................................41 2.5.1 MÉTODOS DETERMINÍSTICOS ...............................................................................42 2.5.2 MÉTODOS PROBABILÍSTICOS ................................................................................43 2.6 MECANISMOS DE FALLA ........................................................................................... 43 2.6.1 ROTURA PLANA .........................................................................................................44 2.6.2 ROTURA EN CUÑA ....................................................................................................46 V
2.6.3 ROTURA POR VOLCAMIENTO ................................................................................47 2.7 ANALISIS DE PROYECCION ESTEREOGRAFICA .................................................. 50 2.8 ANALISIS DE ADMISIBILIDAD CINEMATICA ....................................................... 55 2.8.1 FALLA EN CUÑA ........................................................................................................ 56 2.8.2 FALLA POR VOLCAMIENTO.................................................................................... 56 2.9 EFECTOS DE SISMO EN LOS MACIZOS ROCOSO.................................................. 57 2.10 EFECTO DEL AGUA EN LOS MACIZOS ROCOSOS ............................................... 58 CAPÍTULO III METODOLOGIA DE ESTUDIO............................................................................................ 60 3.1 METODOLOGIA ............................................................................................................60 3.2 ENTORNO DE TRABAJO ............................................................................................. 60 3.3 TRABAJOS E INVESTIGACIONES REALIZADOS EN CAMPO ............................. 61 3.3.1 PARÁMETROS DE RESISTENCIA ADOPTADOS...................................................63 3.3.2 SISMICIDAD DEL ÁREA DE ESTUDIO ................................................................... 63 CAPÍTULO IV ANALISIS DE RESULTADOS .............................................................................................. 65 4.1 RESULTADOS..................................................................................................................65 4.1.1 REPRESENTACIÓN TOPOGRÁFICA DEL TALUD GLOBAL DEL TALUD DE LA LADERA EN EL SECTOR SILLUTA………….............................................................65 4.1.2 PARÁMETROS DE RESISTENCIA DE LA LADERA DEL SECTOR ..................... 67 4.1.3 PARÁMETROS DE RESISTENCIA DE LOS MACIZOS ROCOSOS DE LA ROCA ALTERADA….... .................................................................................................................... 68 4.1.4 PARAMETROS DE RESISTENCIA OBTADOS ........................................................69 4.2 RESUMEN DE RESULTADOS .....................................................................................69 4.2.1 GEOMETRÍA Y DIMENSIÓN DE LA GALERÍA ..................................................... 69 4.2.2 CARACTERIZACIÓN ESTRUCTURAL .................................................................... 70 4.2.3 CARACTERIZACIÓN GEOMECÁNICA ...................................................................72 VI
4.3 GRADO DE PELIGRO DEL DESPRENDIMIENTO DE LA ROCA PRINCIPAL ...... 74 4.3.1 FUNDAMIENTO TEORICO ........................................................................................75 4.3.2 RESULTADOS DE DICHO PROGRAMA ..................................................................75 4.3.3 VALIDACIÓN DE RESULTADOS DEL PROGRAMA ROCKFALL ...................... 77 CONCLUSIONES ......................................................................................................
78
RECOMENDACIONES .............................................................................................
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BIBLIOGRAFÍA ........................................................................................................
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ANEXOS ...................................................................................................................
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VII
ÍNDICE DE TABLAS TABLA 1: UBICACIÓN DEL LABORATORIO DE GEOTECNIA Y GEOMECÁNICA ... 3 TABLA 2: UBICACIÓN DE LA ZONA DE ESTUDIO ................................................... 5 TABLA 3: ACCESIBILIDAD A LA ZONA DE ESTUDIO .............................................
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TABLA 4: DESCRIPCIÓN DEL ESPACIAMIENTO DE LAS ESTRUCTURAS ............ 24 TABLA 5: DESCRIPCIÓN DE LA PERSISTENCIA DE LAS ESTRUCTURAS ............. 25 TABLA 6: DESCRIPCIÓN DE LA APERTURA DE LAS ESTRUCTURAS ................... 29 TABLA 7: RESULTADOS DE PARÁMETROS DE RESISTENCIA DE SUELO BASE . 67 TABLA 8: RESULTADOS DE PARÁMETROS DE UCS Y PESO ESPECÍFICO DE LA ROCA. ......................................................................................................................
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TABLA 9: RESULTADOS DE PARÁMETROS DE LA ROCA ..................................... 68 TABLA 10: RESUMEN DE LOS VALORES DE RMR Y GSI DE ROCA DEL TALUD.
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TABLA 11: PARÁMETROS DE RESISTENCIA ADOPTADOS PARA LA LADERA DEL SECTOR SILLUTA Y LA DEL TALUD. ..................................................................... 69 TABLA 12: PARÁMETROS RESISTENTES DE LAS JUNTAS. ................................... 73 TABLA 13: TALUDES DEL TALUD DE LA LADERA EN EL SECTOR SILLUTA . ..... 74 TABLA 14: VALORES OBTENIDOS DEL PROGRAMA ROCKFALL. ........................ 75
VIII
ÍNDICE DE FIGURAS FIGURA 1: UBICACIÓN DEL LABORATORIO DE GEOTECNIA Y GEOMECÁNICA . 4 FIGURA 2: FIGURA 2: UBICACIÓN DE LA ZONA DE ESTUDIO ................................ 6 FIGURA 3: SECCIÓN TÍPICA DE ANÁLISIS DE CAÍDA DE ROCAS. DERECHA: EJEMPLO DE TRAYECTORIA DE CAÍDA DE ROCAS. ............................................
15
FIGURA 4: SECCIONES TÍPICAS DE SOLUCIONES ANTE CAÍDA DE ROCAS EN TALUDES. ................................................................................................................
16
FIGURA 5: ESQUEMA ILUSTRATIVO DE LOS PARÁMETROS QUE DESCRIBEN LAS ESTRUCTURAS ........................................................................................................
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FIGURA 6: TERMINOLOGÍA PARA DEFINIR LA ORIENTACIÓN DE LAS DISCONTINUIDADES, VISTA ISOMÉTRICA DEL PLANO (BUZAMIENTO Y DIRECCIÓN DE BUZAMIENTO). .............................................................................
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FIGURA 7: REPRESENTACIÓN ESTEREOGRÁFICA DE UN PLANO EN UNA PROYECCIÓN SEMIESFÉRICA DE HEMISFERIO INFERIOR. .................................. 21 FIGURA 8: ROSETA QUE MUESTRA LA DISTRIBUCIÓN DE RUMBOS DE ESTRUCTURAS INTERMEDIAS (JUNTAS, DIACLASAS Y VETILLAS) MAPEADAS EN UN DOMINIO ESTRUCTURAL DE UNA MINA. .................................................
22
FIGURA 9: DETERMINACIÓN DEL ESPACIAMIENTO EN BASE A OBSERVACIONES EN UN AFLORAMIENTO DE ROCA QUE MUESTRA A 3 FAMILIAS DE ESTRUCTURA. .........................................................................................................
24
FIGURA 10: CARACTERIZACIÓN DE LA RUGOSIDAD DE LA RUGOSIDAD DE LAS ESTRUCTURAS SEGÚN LAS RECOMENDACIONES DE LA ISRM. ......................... 26 FIGURA 11: PERFILES DE RUGOSIDAD Y VALORES CORRESPONDIENTES DEL COEFICIENTE JRC. ..................................................................................................
27
FIGURA 12: DIAGRAMAS QUE MUESTRAN LA DEFINICIÓN DE LA APERTURA DE LAS DISCONTINUIDADES Y EL ANCHO DE LAS DISCONTINUIDADES RELLENAS. DE
IZQUIERDA
A
DERECHA
DISCONTINUIDADES
CERRADAS,
DISCONTINUIDADES ABIERTAS Y DISCONTINUIDAD RELLENA. ....................... 28 FIGURA 13: ESFUERZOS ANTES DE LA EXCAVACIÓN. ........................................ 31 IX
FIGURA 14: ESFUERZOS INDUCIDOS ALREDEDOR DE UNA EXCAVACIÓN SIMPLE. ................................................................................................................................. 31
FIGURA 15: ESFUERZOS INDUCIDOS ALREDEDOR DE EXCAVACIONES MÚLTIPLES. .............................................................................................................
32
FIGURA 16: REPRESENTACIÓN GRÁFICA DE CRITERIOS DE ROTURA LINEAL Y NO LINEAL. .............................................................................................................
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FIGURA 17: INFLUENCIA DE LA RUGOSIDAD EN LA RESISTENCIA DE LAS DISCONTINUIDADES. .............................................................................................
41
FIGURA 18: ROTURA PLANA Y EN CUÑA. ............................................................. 45 FIGURA 19: ROTURA POR VUELCO (GOODMAN & BRAY, 1976). ......................... 48 FIGURA 20: MODELO DE ANÁLISIS DE EQULIBRIO LÍMITE PARA VOLCAMIENTO (GOODMAN & BRAY). .............................................................................................
50
FIGURA 21: ELEMENTOS QUE DEFINEN UNA RECTA Y UN PLANO EN GEOLOGÍA. ................................................................................................................................. 51
FIGURA 22: REPRESENTACIÓN ESTEREOGRÁFICA. ............................................. 52 FIGURA 23: PLANO POLAR. ....................................................................................
53
FIGURA 24: A) DIAGRAMA DE CÍRCULOS MÁXIMOS (BETA) Y B) DIAGRAMA DE POLOS (PI). ..............................................................................................................
54
FIGURA 25: DIAGRAMA DE DENSIDAD DE POLOS. .............................................. 54 FIGURA 26: TIPOS DE FALLAS PROBABLES EN MACIZOS ROCOSOS. ................. 55 FIGURA 27: ESTEREOGRAMA DE ADMISIBILIDAD. .............................................. 57 FIGURA 28: PRESIÓN DE POROS SOBRE UNA SUPERFICIE DE FALLA POTENCIAL. ................................................................................................................................. 59
FIGURA 29: RECOLECCIÓN DE MUESTRAS. .......................................................... 61 FIGURA 30: TOMA DE DATOS. ................................................................................ 62 FIGURA 31: DISTRIBUCIÓN DE ORDENADAS ESPECTRALES PARA EL PERÚ, MANUEL MONROY, ANA BOLAÑOS (2004). ..........................................................
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FIGURA 32: UBICACIÓN DEL TALUD DE LA LADERA EN EL SECTOR SILLUTA. 65 X
FIGURA 33: UBICACIÓN DEL TALUD DE LA LADERA EN EL SECTOR SILLUTA. 66 FIGURA 34: CORTES DEL TALUD DE LA LADERA EN EL SECTOR SILLUTA CORTE A-A´. .........................................................................................................................
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FIGURA 35: IDENTIFICACIÓN DE TALUD ALTAMENTE DE RIESGO. ................... 70 FIGURA 36: DIAGRAMA DE DENSIDAD DE FAMILIA DE DISCONTINUIDADES PRESENTES EN LA DEL TALUD. ............................................................................
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FIGURA 37: DIAGRAMA DE ROSETAS DEL TALUD. .............................................. 72 FIGURA 38: TRABAJOS DE CAMPO EN EL TALUD. ............................................... 73 FIGURA 39: ESTEREOGRAMA DE LAS JUNTAS ESTUDIADAS PARA SU COMBINACIÓN EN MODO DE FALLA POR VOLCAMIENTO TIPO TOPPLING. ..... 74 FIGURA 40: IZQUIERDA: ALCANCE Y REBOTE DE LA ROCA. DERECHA: UBICACIÓN HORIZONTAL Y PUNTO FINAL DE ROCAS. ...................................... 76 FIGURA 41: GEOMETRÍA DE LA ROCA DE RODAMIENTO. ................................... 76
XI
CAPÍTULO I INTRODUCCIÓN A medida que un período de tiempo transcurre, la erosión y meteorización de materiales cuaternarios y los problemas en cuanto a su estabilidad por geometría se vuelven importantes, ya que estos presentan un relieve muy relevante en cuanto su pendiente, donde encontramos riesgo con obras civiles, como vías de accesos, zona urbana y/ rural, zonas de agrícola y agronómicas. Esto podría generar la inestabilidad del talud en cualquier momento si no se tiene una remediación y control adecuado, en puntos de dicha zona de riesgo. Las características en la zona de estudio en el sector Silluta permiten realizar un análisis experimental de una simulación de la caída de rocas en el lugar. El efecto físico y matemático de la caída de roca obedece a utilizar los principios y fórmulas de caída libre y la teoría de colisiones o choques. Los programas comerciales facilitan el desarrollo matemático de dichas fórmulas y adicionan el concepto de probabilidad para sus resultados. Los análisis de estabilidad permiten diseñar la geometría de los taludes, mediante el cálculo de su factor de seguridad, y definir el tipo de medidas correctoras o estabilizadoras que deben ser aplicadas en caso de roturas reales o potenciales. Es necesario el conocimiento geológico y geotécnico de los materiales que forman los taludes, de los posibles modelos y mecanismos de rotura que pueden tener lugar y de los factores que influyen, condicionan y desencadenan las inestabilidades. 1
1.1
PRESENTACIÓN DEL PROBLEMA
En la actualidad los estudios de estabilidad física de taludes son muy necesarios no solo dentro del marco legal de un plan de mineado y plan de cierre de minas si no como parte de la ingeniería aplicada a un tipo de material muy complejo debido a las relaciones con obras civiles y mineras, y la implicancia de las reacciones con las vibraciones producto de la voladura y características geológicas de cada material, así como también con las ocurrencias de actividades sísmicas que son registradas en la zona de estudio. El estudio de estabilidad física de taludes es muy importante para la prevención de una posible desestabilidad del talud. Considerando que un problema de inestabilidad podría ocasionar pérdidas de vidas humanas, económicas, daños al medio ambiente, problemas legales y sociales. Como parte del estudio geomecánico de los taludes de la ladera en el sector de Silluta, en el marco de la consecutiva acción de control de riesgo por rodamiento de roca. En la actualidad los taludes son parte de la topografía natural en la zona de análisis con una relación directa con obras civiles, lo cual es necesario tener en consideración el factor de seguridad y la geometría de los taludes, para en lo posterior este no genere un riesgo. La estabilidad de taludes está determinada por el factor de seguridad que presentan al momento de ser estudiados, este factor es muy importante ya que condicionara a determinar una geometría más adecuada para la prevención de posibles desestabilizaciones en el futuro o de lo contrario proponer medidas de corrección para estabilizar el talud.
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1.2
GEOGRAFIA
1.2.1 UBICACIÓN DEL LABORATORIO DE GEOTECNIA Y GEOMECÁNICA El laboratorio de Geotecnia y geomecánica se encuentra ubicada en interiores de la Facultad de Ingeniería de Minas – Universidad Nacional del Altiplano, distrito de Puno, provincia de Puno, departamento de Puno. Las coordenadas geográficas el laboratorio son las siguientes:
COORDENADAS GEOGRÁFICAS Latitud Sur :
15º 49` 22.87``
Longitud Oeste :
70º 00` 52.84``
Altitud :
3850 m.s.n.m.
Tabla 1: Ubicación del laboratorio de geotecnia y geomecánica Fuente: Elaboración propia.
El laboratorio de geotecnia y geomecánica, es un área de línea que depende jerárquicamente y funcionalmente de la Facultad de Ingeniería de Minas, bajo la supervisión de su jefe de laboratorio Dr. E, Alfredo Camac Torres, su labor como laboratorio es bridar un servicio a la comunidad académica y estudiantil que se desarrollan actividades referentes al análisis, ensayo y resultados de la muestras destinadas.
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Figura 1: Ubicación del laboratorio de geotecnia y geomecánica. Fuente: Elaboración propia.
1.2.2 UBICACIÓN DE LA ZONA DE ESTUDIO La zona de estudio está situada en el Departamento de Puno, Provincia de San Román, Distrito de Cabanillas, comunidad campesina de Huataquita, sector Silluta. Tiene una superficie territorial de 1,267.06 km2; dicha zona está ubicado a orillas del río Cabanillas. Las coordenadas geográficas de la zona de estudio son las siguientes:
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COORDENADAS GEOGRÁFICAS
Latitud Sur:
15° 39’ 40.86”
Longitud Oeste:
70° 21’ 42.40”
Altitud:
4043 m.s.n.m.
Tabla 2: Ubicación de la zona de estudio. Fuente: Elaboración propia.
1.3
ACCESIBILIDAD
La accesibilidad a la zona de estudio es por vía terrestre desde Puno-Juliaca por vía asfalto, Juliaca-Cabanillas por vía asfalto, Cabanillas-Sector Silluta.
TRAMO
KM.
TIEMPO/HORAS
VÍA
Puno-Juliaca
43
0.40
Asfaltada
Juliaca-Cabanillas
27
0.25
Asfaltada
Cabanillas-Sector Silluta
09
0.05
Asfaltada
Tabla 3: Accesibilidad a la zona de estudio. Fuente: Elaboración propia.
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Figura 2: Ubicación de la zona de estudio. Fuente: Elaboración propia.
1.4
CLIMA
El distrito de Cabanillas tiene un el clima frígido, ventoso y con escasa humedad. Predomina el contraste térmico. Hay períodos en que el frío y el calor devienen en insoportables. En épocas de lluvias, generalmente entre enero y marzo, suelen hacerse presente granizadas, *nevadas, truenos, relámpagos y rayos. Los vientos de diversa forma e intensidad son frecuentes.
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1.5
HIDROGRAFIA
En la zona se destaca la laguna de Saracocha-distrito de Cabanillas, ubicada a una altitud de 4135 m.s.n.m. entre las coordenadas 70°37’Lomgitud Oeste y 15°46’ Latitud Sur; tiene una superficie de 14.00 km2, un perímetro de 32,77 km y una profundidad estimada en 75.30 m; pertenece a la cuenca del Rio Coata. La laguna Saracocha tiene un desnivel relativo a 18.80 m respecto a la laguna Lagunillas, es decir que Saracocha se encuentra por debajo del nivel de Lagunillas. La laguna de saracocha es considerada como una importante reserva hídrica, y gracias a la construcción de la represa de lagunillas se tiene previsto irrigar las pampas de cabanillas, cabana, mañazo y otras zonas adyacentes. En un futuro cercano sus aguas también serán canalizadas y conducidas hacia las ciudades de juliaca y puno, para que previo tratamiento sean consumidas por las familias de estas localidades. Esta laguna y los ríos que surcan el territorio provincial se caracterizan por su variedad de aves y peces, destacando la trucha y el pejerrey.
1.6
ANTECEDENTES
Debido al inminente peligro de deslizamiento de roca, el gobierno regional ha elaborado un informe técnico en el sector Silluta, C.C. Huataquita (INFORME TÉCNICO N° 004 – 2017GR PUNO-SGDNC-OPNS). En dicho informe se menciona que este evento del deslizamiento de rocas, es un ALTO RIESGO para la población ubicado al pie de este macizo rocoso, así como para los vehículos que transitan de Juliaca-Cabanillas-Arequipa. La Autoridad del Distrito de Cabanillas menciona que es frecuente el rodamiento de pequeños bloques de roca, y concluyen que es una zona de alto peligro en esta vía y la zona rural que también existe. Con la sucinta definición de deslizamiento “Movimiento de una masa de roca, derrubios o tierra, pendiente abajo”, de Cruden (1991), citado por Haddad (2007), se establece el escenario
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de un fenómeno de ocurrencia frecuente el cual por el impacto que tiene en la comunidad ha sido estudiado por la geología, la ingeniería, la geotecnia, las ciencias sociales y económicas. Desde la geotecnia la clasificación de los deslizamientos se ha hecho teniendo en cuenta diversos factores y agentes que los provocan; velocidad del deslizamiento; material deslizado; atributos geomorfológicos; geometría del deslizamiento; tipo de movimiento; clima; humedad. Según estas consideraciones se describen algunas de las clasificaciones. Sharpe (1938), citado por Haddad (2007) considera dos tipos de material, suelo y roca y dos tipos de movimiento, deslizamiento y flujo, con una escala de velocidades desde lento hasta muy rápido y la presencia o no de hielo y agua. La U.S. Geological Survey, (2004) En Varnes (1978) contempla dos aspectos fundamentales, el tipo de movimiento: caída, basculamiento, deslizamiento, separación lateral, flujos y movimientos complejos para tres tipos de materiales, roca, suelo de grano grueso y suelo de grano fino. García (1996) propuso una clasificación con base en las características topográficas y en la naturaleza del material movido e incluye una escala gráfica de la rapidez del fenómeno. Nemcok et al., (1971), presentaron una clasificación en la que tienen en cuenta el efecto de reptación, deslizamiento, flujo y caída. Vargas (2000) parte de la clasificación de Coates (1977) por considerar que es una de las más utilizadas, para establecer nuevos criterios de clasificación y descripción de movimientos en masa, introduce primero los tipos de materiales como rocas, regolitos y sedimentos, y luego el mecanismo del movimiento en términos de deslizamiento, flujos y caídas. Van Westen (1994), involucra los conceptos de rebote, arrastre, hundimiento de las pendientes de las laderas, deslizamientos, flujos, derrumbes, caídas y movimientos de pendiente complejos.
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El Proyecto EPOCH (1991-1993) (“The temporal Ocurrence and Forecasting of landslides in the European Community”) tiene en cuenta los mecanismos de falla y los materiales e incluye prácticamente los mismos casos citados en las anteriores clasificaciones. Pirulli (2005), cita la actualización hecha por Cruden y Varnes (1996), de la inicialmente propuesta por Varnes, conformando dos tablas. La primera clasifica la actividad la cual a su vez está en función de la forma del movimiento, el estado y la composición; en la segunda tabla, se tiene en cuenta la velocidad, el contenido de agua, el material y el nombre dado al movimiento. Dikau et al., (1996), incluyen en su clasificación, además del tipo de deslizamiento, los conceptos de forma de la superficie de falla y la deformación subsecuente. Santacana, (2001) presenta la clasificación de Corominas et al. (1997), con base en el mecanismo de rotura y los materiales, considera los siguientes tipos de deslizamientos: caídas, vuelcos, deslizamientos, separaciones laterales y flujos. Duque (1998), clasifica las zonas tropicales en grupos, en el primer grupo define el tipo de deslizamiento, plásticos, superficies con cohesión y fricción, masas rocosas y flujos rápidos; luego establece otro grupo que califica el anterior de acuerdo con el movimiento, un tercer grupo relaciona la ocurrencia del deslizamiento, y un último, el grupo que incluye el cómo evitar el deslizamiento. Hungr (2005), desarrolla una clasificación que incluye el material ordenado por tamaño de partículas desde tamaños milimétricos tipo limo hasta bloques de roca; el contenido de agua desde seco hasta saturado; una tercera consideración con las características del deslizamiento, finalmente asigna un nombre a cada grupo. Valeriano, F (2015) Los análisis de estabilidad permiten diseñar la geometría de los taludes, mediante el cálculo de su factor de seguridad, y definir el tipo de medidas correctoras o estabilizadoras que deben ser aplicadas en caso de roturas reales o potenciales. Es necesario el
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conocimiento de los posibles modelos y mecanismos de rotura que pueden tener lugar y de los factores que influyen, condicionan y desencadenan las inestabilidades. González, et al (2002) Las estructuras comprenden principalmente planos de estratificación, sets de diaclasas, grietas de tensión y fallas, siendo necesario que éstas sean caracterizadas en cuanto a su abertura, relleno y rugosidad. La presencia de diversos sets estructurales y de estructuras que conforman planos de ruptura mayores en la roca podrá permitir la generación de cuñas que representan posibles planos de deslizamiento en las laderas. De igual forma actuaría la estratificación, sobre todo si se trata de rocas alteradas y meteorizadas. La condición y orientación de las estructuras es bastante relevante, encontrándose que estructuras abiertas con rellenos de minerales blandos o estructuras poco rugosas, tenderán a conformar planos de debilidad en el macizo; por otro lado estructuras en la dirección del manteo del talud generarán condiciones inestables para la ladera; sin embargo, dentro de esta categoría se considera también el volcamiento o “toppling”, que se genera cuando los estratos mantean en sentido opuesto a la ladera y se “vuelcan”. Jacoby (2001) Para el caso de rocas o caracterización de partículas mayores en un suelo, la litología es un factor que influirá en la resistencia a la meteorización y alteración de la roca. La presencia de minerales secundarios (ceolitas, arcillas, sericita, clorita), característicos de alteraciones hidrotermales, aceleraría los procesos de meteorización, influyendo de manera relevante en factores como la pérdida de resistencia, facilidad para incorporar agua, expansividad, incremento en la porosidad, etc. Hoek y Bray (1981) Consiste en relación geométrica entre parámetros físicos resistentes del terreno y ángulo de talud expresado en ábacos de cálculo destinados a determinar el factor de seguridad de cada punto de observación ponderado (taludes evaluados). En nuestro caso los valores numéricos de variables resistentes se recogen de referencias internacionales ya reconocidas.
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1.7
OBJETIVOS Y ALCANCES DE LA PRÁCTICA REALIZADA
1.7.1 OBJETIVO GENERAL
Estudio Geomecánico Y Análisis De Rodamiento De Roca, Sector Silluta C.C. Huataquita – Cabanilla, Departamento De Puno.
1.7.2 OBJETIVOS ESPECÍFICOS
Realizar un análisis de estabilidad de probabilidad de falla en el talud de la ladera en el Sector Silluta C.C. Huataquita – Cabanilla, Departamento De Puno.
Realizar un análisis De Rodamiento en roca identificada de alto riesgo en el Sector Silluta C.C. Huataquita – Cabanilla, Departamento De Puno.
1.8
IMPORTANCIA DE LA PRÁCTICA REALIZADA.
La caída de rocas es un tema importante porque constituye un riesgo cuando se construye en taludes rocosos o taludes con características similares a la ladera con pendiente grave del sector Silluta (Distrito de Cabanillas), debido a que implicaría la pérdida de vidas humanas o el aumento de accidentabilidad en la vía afirmada que está a pie de dicha ladera. La ingeniería es una ciencia con actividad eminentemente práctica, además de teórica, lo cual hace que en su enseñanza o periodo de aprendizaje los ensayos de Laboratorio sean un elemento indispensable, dada su enfoque puntual y veracidad del mismo. Los resultados finales darán el factor de seguridad que presenta la zona con peligro Al final le doy a conocer la posible problemática y sus respectivas recomendaciones.
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CAPÍTULO II MARCO TEORICO 2.1
BASES LEGALES
El marco legal bajo la cual se realiza el presente informe, contempla las principales normas legales vigentes. •
D.S. Nº 014-92-EM.- Texto Único Ordenado de la Ley General de Minería. Ley que
comprende todo lo relativo al aprovechamiento de las sustancias minerales del suelo y del subsuelo del territorio nacional, así como del dominio marítimo. Se exceptúan del ámbito de aplicación de esta Ley, el petróleo e hidrocarburos análogos, los depósitos de guano, los recursos geotérmicos y las aguas minero-medicinales. •
D.S. Nº 016-93 EM, Reglamento para la Protección Ambiental en las Actividades
Minero-metalúrgicas del título decimoquinto del Texto Único Ordenado de la Ley General de Minería sobre Medio Ambiente. Modificado por D.S. 059-93. EM. •
LEY Nº 26821, Ley Orgánica para el Aprovechamiento de los Recursos Naturales, la
cual tiene como objetivo promover y regular el aprovechamiento sostenible de los recursos naturales, renovables y no renovables, estableciendo un marco adecuado para el fomento a la inversión, procurando un equilibrio dinámico entre el crecimiento económico, la conservación de los recursos naturales, el ambiente y el desarrollo integral a la persona. 12
•
D.S. Nº 055-2010-EM Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional, que tiene como
objetivo prevenir la ocurrencia de incidentes, accidentes y enfermedades ocupacionales, promoviendo una cultura de prevención de riesgos laborales en la actividad minera. Para ello cuenta con la participación de los trabajadores, empleadores y el Estado, quienes velarán por su promoción, difusión y cumplimiento. •
D.S. Nº 049-2001-EM - Reglamento de Fiscalización de Actividades Mineras y
Modificatoria Mediante D.S. Nº 058-2005-EM, el cual tiene por objeto normar las acciones involucradas en la fiscalización de las actividades mineras, de conformidad El análisis estructural procura presentar la orientación espacial de las diferentes estructuras geológicas, con el objeto de entender los mecanismos de deformación en el área de estudio y también pidiéndose definir una distribución de tensiones que originan estas mismas. El objetivo de hacer un levantamiento geotécnico, con datos geológicos y estructurales, las estructuras presentes en el macizo rocoso y obtener la orientación de todas las estructuras geológicas como fallas, juntas, diques, brechas, discontinuidades, grietas de tracción, entre otras, para que posteriormente, con esa información se realicen análisis cinemáticos para resolver problemas estructurales. (Suarez Burgoa, 2013) con lo dispuesto en el Artículo 2 de la Ley Nº 2747 4.
2.2
MECÁNICA DE CAIDA DE ROCAS
La caída de rocas es generalmente iniciada por temas climáticos, fenómenos naturales o artificiales, que causan un cambio en las fuerzas que actúan sobre una roca. Siendo los más comunes:
El aumento de la presión de poro debido a la infiltración de la lluvia en la pendiente.
La erosión de material circundante durante las lluvias fuertes, tormentas, hielo y deshielo en climas fríos.
La degradación química o meteorización de la roca. 13
El crecimiento de raíces o la influencia de las raíces sobresalidas en caso de vientos fuertes. Una vez que el movimiento de una roca se ha puesto en marcha desde lo alto de una pendiente, el factor más importante en el control de su trayectoria de caída es la geometría del talud.
Sin embargo, existen algunas consideraciones que se tienen que tener en cuenta en el análisis:
Si las rocas caen sobre una superficie de roca dura inalterada y limpia son más peligrosas porque no existe nada que retarde su caída en algún grado significativo.
Si las rocas caen en la superficie del talud cubierta de material, coluviones o grava, se absorbe una cantidad considerable de la energía de las rocas y en muchos casos se detiene por completo.
Esta capacidad de retardar del material de la superficie se expresa matemáticamente por un coeficiente llamado de restitución. El valor de este coeficiente depende de la naturaleza de los materiales que forman la superficie de impacto. Las superficies limpias de rocas duras tienen un alto coeficiente de restitución mientras que el suelo, grava y granito descompuesto completamente, tienen bajos coeficientes de restitución. Esta es la razón porque se colocan capas de grava en los bancos de captura, con el fin de evitar un mayor rebote de la caída de rocas. Llámese bancos de captura a zanjas con área adecuada que permiten acumular las rocas que caen hasta este punto. Otros factores, tales como el tamaño, la forma, los coeficientes de fricción de las superficies de la roca se tienen que considerar.
14
También se tiene que tener en cuenta si la roca se rompe en pedazos más pequeños. Sin embargo, estos son efectos de menor importancia que la geometría del talud y los coeficientes de restitución que se ha descrito anteriormente. Por lo tanto, modelos de simulación de caída relativas de rocas sueltas, tales como el programa escrito por Hoek (1986), son capaces de producir razonablemente predicciones de trayectorias de la caída de rocas. La mayoría de estos modelos de caída de rocas incluye una simulación de Monte Carlo que es una técnica para variar los parámetros incluidos en el análisis. Esta técnica, con el nombre del juego de los casinos de Monte Carlo, es similar al proceso aleatorio de tirar los dados uno para cada parámetro que se está considerando. Sin embargo, el fundamento de cálculo es la ley de la caída de rocas y la teoría de colisiones o choques. El análisis se llevó a cabo utilizando el programa desarrollado por Hungr. La principal ventaja de este programa es que incluye una función de la plasticidad que absorbe la energía del impacto de cantos rodados, dependiendo de su tamaño.
Figura 3: Sección típica de análisis de caída de rocas. Derecha: ejemplo de trayectoria de caída de rocas. Fuente: Hoek (1986) 15
2.2.1 PROTECCIONES ESTATICAS-PASIVAS Son medidas que se toman para detener las rocas, es decir que actúan sobre los efectos de la inestabilidad
Figura 4: Secciones típicas de soluciones ante caída de rocas en taludes. Fuente: Hoek (1986).
2.2.2 PROTECCIONES DINAMICAS-ACTIVAS Este tipo de retención se utiliza para prevenir la inestabilidad. Comúnmente se utiliza para carreteras o pistas de tránsito permanentes. Con este método se evita la caída de rocas sobre las edificaciones que se encuentran en el pie del talud disminuyendo la velocidad horizontal componente que hace que la roca rebote y con ello evitan los daños.
2.3
CARACTERIZACIÓN ESTRUCTURAL
El análisis estructural procura presentar la orientación espacial de las diferentes estructuras geológicas, con el objeto de entender los mecanismos de deformación en el área de estudio y 16
también pidiéndose definir una distribución de tensiones que originan estas mismas. El objetivo de hacer un levantamiento geotécnico, con datos geológicos y estructurales, las estructuras presentes en el macizo rocoso y obtener la orientación de todas las estructuras geológicas como fallas, juntas, diques, brechas, discontinuidades, grietas de tracción, entre otras, para que posteriormente, con esa información se realicen análisis cinemáticos para resolver problemas estructurales. (Suarez Burgoa, 2013).
2.3.1 DESCRIPCIÓN CUANTITATIVA DE LAS ESTRUCTURAS En lo métodos sugeridos por la ISRM para la descripción cuantitativa de discontinuidades en macizos rocosos se reseñan 10 parámetros que es preciso describir para lograr este tipo de caracterización (Brown, 1981). Estos parámetros se ilustran en el esquema de la Figura 2.2, y son los siguientes: (Flores G. & Karzulovic L., 2003). 1. Números de familias o sistemas de estructuras que aparecen en el macizo rocoso. 2. Orientación de cada familia (definidos por valores característicos del buzamiento y de la orientación de buzamiento). 3. Espaciamiento entre estructuras de una misma familia o set estructural (puede ser verdadero si se mide en la dirección normal al plano de las estructuras, o aparente si se mide en otra dirección). 4. Persistencia o extensión de las estructuras de cada familia de discontinuidad. 5. Rugosidad de las estructuras de cada familia. 6. Apertura (estructuras abiertas) o potencia (estructuras selladas) de las estructuras de cada familia. 7. Tipo(s) de relleno(s) en las estructuras de cada familia.
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8. Resistencia de la roca caja para cada set de estructura (si bien el tipo de roca puede ser el mismo, distintos sets de estructuras pueden presentar distintas características de alteración, afectando de diferente forma a la roca de caja). 9. Características de la percolación de aguas observada en estructuras de cada familia. 10. Tamaño de los bloques que definen las estructuras en el macizo rocoso.
Figura 5: Esquema ilustrativo de los parámetros que describen las estructuras. Fuente: Hudson, 1989.
2.3.2 FAMILIAS DE DISCONTINUIDADES Y ORIENTACIÓN DE LAS ESTRUCTURAS La orientación de las discontinuidades es el primer factor geológico que influye en estabilidad del macizo rocoso, la terminología recomendada para los datos de orientación de discontinuidades es el buzamiento y dirección de buzamiento; ver Figura 2.3. (Wyllie & Mah, 2004)
18
Una familia de discontinuidades está constituida por aquellas que tienen orientaciones similares y el mismo origen. Por ello las familias se pueden determinar, representando los polos de las discontinuidades observadas en el macizo rocoso en una red polar equilateral mediante la plantilla de Schmidt, que se contornean utilizando una plantilla de conteo equilateral para obtener la distribución de polos que representaran todas las discontinuidades medidas en el macizo rocoso y donde se tratara de identificar y estimar las orientaciones medias d delas familias (Ramírez Oyanguren & Alejano Monge, 2007). La orientación de un plano de discontinuidad en el espacio queda definida por su dirección de buzamiento (dirección de la línea de máxima pendiente del plano de discontinuidad respecto al norte) y por su buzamiento (inclinación hacia debajo de dicha línea, respecto al plano horizontal). El instrumento que se emplea para la medida directa de la dirección de buzamiento y buzamiento es la brújula. La notación que se usa para especificar estos dos valores es de escribir primero la dirección de buzamiento, representado por tres dígitos seguidos de un quebrado tendido hacia adelante (/), para luego especificar el buzamiento del plano, representado por dos dígitos. (Suarez Burgoa, 2013).
Figura 6: Terminología para definir la orientación de las discontinuidades, vista isométrica del plano (Buzamiento y dirección de buzamiento). Fuente : Wyllie & Mah, 2004.
19
La medida espacial de la orientación espacial de las discontinuidades y de cualquier orientación espacial, es la as importante y la más empleada tarea del ingeniero de macizos rocosos. Si un profesional destinado a hacer la descripción del macizo rocoso no sabe cómo medir una orientación espacial con la técnica e instrumento necesarios, es mejor que se abstenga de hacer tal trabajo. Esta habilidad no se aprende con la lectura de uno o varios textos, sino se obtiene de varios intentos de medidas reales con instrumento en mano y el elemento a medir ahí presente. (Suarez Burgoa, 2013). La dirección de número de familias o sistemas de estructuras está relacionada directamente con la orientación de cada familia; lo cual se hace analizando la información estructural mediante proyecciones estereográficas, para representar cada estructura (plano) por un punto (polo) y luego, mediante técnicas, estadísticas analizar las agrupaciones de polos y definir así las familias o sistemas principales y las familias o sistemas secundarios. En la práctica se utilizan programas computacionales para este análisis e interpretación de la información estructural. (Flores G. & Karzulovic L., 2003). Observando la orientación e inclinación de las discontinuidades y su posición relativa respecto al plano del talud se puede deducir cual es el modo de falla más probable en el talud. (Instituto GeoMinero de España, 1987).
2.3.3 PROYECCIÓN ESTEREOGRÁFICA La proyección estereográfica hace que los datos de orientación en tres dimensiones sean representadas y analizando en dos dimensiones. Una importante limitación de las proyecciones estereográficas es que ellas consideran relaciones angulares entre líneas y planos, y no representan la posición y el tamaño de las formas. Los dos tipos de proyección estereográficas usados en geología estructural son las proyecciones polar y ecuatorial. La proyección polar
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solo se utiliza para el ploteo de polos, mientras la proyección ecuatorial puede ser utilizada para el ploteo de planos mayores y polos. (Wyllie & Mah, 2004). En la práctica de la geología geotécnica se ha hecho común el uso de proyecciones estereográficas equiángulares con proyección en el hemisferio inferior, por lo que se recomienda este método. Para definir las densidades de polos se emplea comúnmente las distribuciones de Schmidt o de Fisher. Cuando la cantidad de datos es suficientemente grande ambas distribuciones producen contornos muy similares; sin embargo, cuando, la cantidad de datos es limitada la distribución de Schmidt produce contornos algo irregulares y pueden inducir a errores, ya que cada dato se considera totalmente preciso y cualquier error se acentúa. Por lo tanto, se recomienda preferir la distribución de Fisher. (Flores G. & Karzulovic L., 2003).
Figura 7: Representación estereográfica de un plano en una proyección semiesférica de hemisferio inferior. Fuente: Wyllie & Mah, 2004.
21
Cuando la superficie de mapeo es normal al plano de las estructuras de un determinado set o familia estructura, estas aparecen con su frecuencia propia λ. Cuando ésta condición no se cumple y la normal al plano de mapeo forma un ángulo ξ con el plano de las estructuras, estas aparecen con una frecuencia aparente, λa, mayor que se frecuencia propia o verdadera, dada por (Terzaghi, 1965): λa = λsen ξ
Las proyecciones estereográficas pueden complementarse con rosetas como la que se muestra en el ejemplo de la Figura 08. La roseta convencional considera la proyección sobre un plano horizontal, por lo que representa un histograma radial del rumbo de las estructuras; sin embargo, es posible considerar cualquier plano de proyección para la roseta (con los que resultan histogramas radiales de manteos aparentes o rumbos aparentes). (Flores G. & Karzulovic L., 2003).
Figura 8: Roseta que muestra la distribución de rumbos de estructuras intermedias (juntas, diaclasas y vetillas) mapeadas en un dominio estructural de una mina. Fuente: Programa DIPS (Rocscience Inc. 1999) 22
2.3.4 ESPACIAMIENTO DE LAS ESTRUCTURAS Es la distancia perpendicular entre discontinuidades adyacentes, Figura 2.6. Este determina el tamaño de los bloques de roca intacta. Cuanto menos espaciado tengan, los bloques serán más pequeños y cuanto más espaciado tengan, los bloques serán más grandes. (Sociedad Nacional de Minería Petróleo y Energía, 2004). Para medir el espaciamiento se necesita una cinta métrica de mínimo 3 m de longitud, con divisiones en milímetros, y la brújula. El procedimiento a seguir es el siguiente para cada familia de discontinuidad. (Suarez Burgoa, 2013).
Elige una superficie de afloramiento o una pared excavada y mide la orientación de cada una de las superficies.
Definir una línea de trabajo, donde se colocará en forma paralela la cinta métrica, de tal manera que las razas de la familia de discontinuidades a ser medidas sean lo más perpendiculares a ella.
En la práctica a cada set o familia de estructuras se le asigna un valor “característico” de espaciamiento (lo más usados corresponden al valor promedio al valor modal de la mediciones de espaciamiento para dicho set), ya que el espaciamiento de un set de estructuras no presenta un único valor sino que un rango de valores, muchas veces conforme a una cierta distribución estadística (para lograr una buena definición de esta distribución Hudson & Harrison (1997) señalan que debe contarse con al menos 200 mediciones). (Flores G. & Karzulovic L., 2003).
23
Figura 9: Determinación del espaciamiento en base a observaciones en un afloramiento de roca que muestra a 3 familias de estructura. Fuente: Brown, 1981
Resulta recomendable que los resultados de las mediciones de espaciamiento se presenten en histogramas, y para describir el espaciamiento se sugiere usar las definiciones de la ISRM que se reseñan en la Tabla que se muestra a continuación (Flores G. & Karzulovic L., 2003). Descripción
Espaciamiento (mm)
Extremadamente Junto
< 20
Muy Junto
20 a 60
Junto
60 a 200
Moderado
200 a 600
Separado
600 a 2000
Muy separado
2000 a 6000
Extremadamente
> 6000
Tabla 4: Descripción del espaciamiento de las estructuras Fuente: International Society for Rock Mechanics commission on standardization of laboratory and field test, 1978.
24
2.3.5 PERSISTENCIA O CONTUNUIDAD DE LAS ESTRUCTURAS Este concepto hace referencia a la extensión o tamaño de las discontinuidades. Las dimensiones de una discontinuidad se pueden identificar observando su longitud en los afloramientos en la dirección del rumbo y en la dirección del buzamiento. (Ramírez Oyanguren & Alejano Monge, 2007). La persistencia o extensión de las estructuras de cada familia de discontinuidades corresponde al largo de la traza de la estructura, el cual medirse en la dirección del rumbo o en la dirección de buzamiento de la estructura. En problemas de estabilidad de taludes resulta preferible definir la persistencia en la dirección del buzamiento. (Flores G. & Karzulovic L., 2003). Para describir la persistencia de las estructuras se sugiere usar las definiciones de la ISRM que se reseñan en la Tabla. Por otra parte, se recomienda complementar la persistencia con información relativa al tipo de término que presentan las estructuras de un set dado.
DESCRIPCIÓN
PERSISTENCIA (M)
Muy Baja
<1
Baja
1a3
Media
3 a 10
Alta
10 a 20
Muy Alta
> 20
Tabla 5: Descripción de la persistencia de las estructuras Fuente: International Society for Rock Mechanics commission on standardization of laboratory and field test, 1978.
25
2.3.6 RUGOSIDAD DE LAS ESTRUCTURAS Conjunto de irregularidades de diferentes órdenes de magnitud (asperezas, ondulaciones), que componente la superficie de las paredes de la discontinuidad. (Instituto Tecnológico GeoMinero de España, 1987). La rugosidad se define a las características morfológicas que presenta la superficie del plan de una discontinuidad, la cual contribuye a disminuir o aumentar la resistencia al esfuerzo cortante. (Suarez Burgoa, 2013). Se puede definir un total de 9 clases de rugosidad: (I) escalonadas rugosas, (II) escalonadas lisas, (III) escalonadas pulidas, (IV) onduladas rugosas, (V) onduladas lisas, (VI) onduladas pulidas, (VII) planas rugosas, (VIII) planas lisas, y (IX) planas pulidas.
Figura 10: Caracterización de la rugosidad de la rugosidad de las estructuras según las recomendaciones de la ISRM. Fuente : modifica de Brown (1981).
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Sin perjuicio de lo recién recomendado, es también relativamente frecuente en empleo del coeficiente de rugosidad de la estructura (joint roughness coefficient), JRC, definido por Barton &Choubey (1977) para caracterizar la rugosidad de las estructuras a escala centimétrica, utilizando los perfiles de rugosidad que se muestran en la Figura 11. La utilización de uno u otro ábaco es según el detalle del trabajo que se está realizando, la siguiente es la más utilizada.
Figura 11: Perfiles de rugosidad y valores correspondientes del coeficiente JRC. Fuente: Barton and Choubey, 1977
27
2.3.7 APERURA DE LAS ESTRUCTURAS Se define aperturas como a la distancia perpendicular que separa las paredes adyacentes de roca de una discontinuidad, cuando este espacio intermedio tiene agua o aire. En esto se distingue la apertura del espesor de rellano ver Figura 12. (Ramírez Oyanguren & Alejano Monge, 2007). Este parámetro puede ser muy variable en diferentes zonas de un mismo macizo rocoso: mientras que en superficies la abertura puede ser alta, esta se reduce con la profundidad pudiendo llegar a cerrarse. Su medida puede realizar directamente con una regla graduada en milímetros. Las medidas han de realizarse para cada familia de discontinuidades, adoptando los valores medios más representativos de cada una de ellas. (Gonzales de Vallejo, 2002).
Figura 12: Diagramas que muestran la definición de la apertura de las discontinuidades y el ancho de las discontinuidades rellenas. De izquierda a derecha discontinuidades cerradas, discontinuidades abiertas y discontinuidad rellena. Fuente: International Society For Rock Mechanics Commission on Standardization of Laboratory and Field Test, 1978.
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APERTURA
DESCRIPCIÓN
TIPO
< 0.1 mm
Muy cerrado
Rasgos “cerrados”
01 – 0.25 mm
Cerrado
0.25 – 0.5 mm
Parcialmente abierto
0.50 – 2.5 mm
Abierto
2.50 – 10 mm
Moderadamente amplio
> 10 mm
Amplio
1 – 10 cm
Muy amplio
10 – 100 cm
Extremadamente amplio
>1 m
Cavernoso
Rasgos “semiabiertos”
Rasgos “abiertos”
Tabla 6: Descripción de la apertura de las estructuras Fuente: Brown, 1981. Brown (1981) discute la forma de medir estos parámetros según las recomendaciones de la ISRM. Para describir la apertura se recomienda la terminología de la Tabla (Flores G. & Karzulovic L., 2003).
2.3.8 DEFORMACIONES Es el movimiento absoluto o relativo de un punto en un cuerpo, o bien, la variación de una dimensión lineal (extensión o contracción). Deformación Unitaria: Es la deformación por unidad de longitud. Deformación Unitaria normal: Es la deformación unitaria en la dirección de la deformación. Deformación Unitaria tangencial: Es la variación relativa del ángulo que forman los lados de un elemento infinitesimal; o bien, siguiendo la definición general de deformación unitaria podemos definirla como la deformación por unidad de longitud, cuando la longitud sobre la que se produce la deformaciones perpendicular a la dirección de la deformación que se toma.
29
INFLUENCIA DE LOS ESFUERZOS INÍCIALES DE ROCAS Cualquier excavación practicada en un medio rocoso, produce un desequilibrio en el mismo; al extraer volúmenes de roca, se produce inevitablemente la eliminación del soporte natural de la masa rocosa circundante, esto da origen a la alteración de las condiciones de equilibrio y produce una redistribución de los esfuerzos que actúan sobre el macizo rocoso, generando la inestabilidad en forma de caída o estallido de rocas.
INFLUENCIA DE LOS ESFUERZOS
Esfuerzos en roca masiva o levemente fracturada
Esfuerzos en roca fracturada
Esfuerzos en roca intensamente fracturada y débil
Esfuerzos en roca estratificada
Esfuerzos en presencia de fallas y zonas de corte
Esfuerzos en roca expansiva.
30
Figura 13: Esfuerzos antes de la excavación. Fuente : Sociedad Nacional de Minería, Petróleo y Energía, 2004.
Figura 14: Esfuerzos inducidos alrededor de una excavación simple. Fuente : Sociedad Nacional de Minería, Petróleo y Energía, 2004.
31
Figura 15: Esfuerzos inducidos alrededor de excavaciones múltiples. Fuente : Sociedad Nacional de Minería, Petróleo y Energía, 2004.
2.4
GENERALIDADES DE LA MECANICA DE ROCAS
Las rocas de la corteza terrestre se presentan generalmente seccionadas por grietas, diaclasas y otros diferentes planos de discontinuidades que están muy influenciados por la geología estructural del macizo rocoso al que pertenecen. El estudio de las propiedades de estas discontinuidades, es de vital importancia ya que éstas tienden a intersectarse formando planos de fallas que dividen el macizo en diferentes tipos de bloques, que al ser influenciados de forma permanente por procesos de inestabilidad como infiltraciones de agua o la sismicidad, se caen provocando entonces lo que se conoce como deslizamientos o caídos de roca. Los caídos de roca producen un alto riesgo para las personas especialmente en las vías, así como también para las industrias de la minería y para estructuras de diferentes tipos, como las presas que muchas veces necesitan ser construidas en zonas donde la geología predominante sea básicamente rocosa, por tal razón es muy necesario realizar el control de estos deslizamientos 32
por medio de tecnologías de estabilización y métodos de análisis existentes para poder disminuir los riesgos y manejar las posibles amenazas que se presenten.
2.4.1 CRITERIOS DE ROTURA Para definir el comportamiento de una roca en rotura existen dos formas, la primera y generalmente más usada es mediante el estado de tensiones, de tal forma que se tome como resistencia la máxima tensión que pueda soportar la roca, o también puede usarse la segunda mediante el estado de deformaciones.
CLASIFICACIONES GEOMECÁNICAS: RMR Y GSI Antes de exponer los criterios de rotura, es importante conocer las clasificaciones geomecánicas RMR Y GSI, que tienen como objeto el de proporcionar una evaluación al macizo rocoso que se estudia a partir de observaciones de campo y ensayos simples.
2.4.1.1.1
ROCK MASS RATING (RMR)
El RMR, fue introducido por Bieniawski 1976, inicialmente pensado para valorar la estabilidad y los soportes requeridos en túneles, pero también resultó ser apto para la valoración de la estabilidad en taludes. El RMR permite la obtención de la cohesión y ángulo de fricción, parámetros resistentes del criterio de Mohr-Coulomb. En las siguientes ecuaciones se muestran las relaciones entre RMR y los parámetros resistentes.
C=5 RMR(KPa) El RMR tiene en cuenta los siguientes parámetros del macizo rocoso. • Resistencia del material intacto que se obtiene mediante ensayo de carga puntual o compresión simple
33
• RQD (Rock quality designation index), Depe nde indirectamente del número de fracturas y del grado de alteración del macizo • Espaciado de las discontinuidades, hace referencia a la longitud entre discontinuidades dentro de la zona de estudio • Condición de las discontinuidades, que incluye: Longi tud de la discontinuidad, abertura, rugosidad, relleno y alteración • Presencia de agua subterránea A cada uno de los parámetros anteriores se le asigna un valor, el RMR se obtiene como la suma de todos ellos.
2.4.1.1.2
GEOLOGICAL STRENGTH INDEX (GSI)
Con la aparición del criterio de rotura de Hoek & Brown el uso del RMR ya no es adecuado, sobre todo para el caso de rocas débiles, y se introduce de esta forma la clasificación geomecánica GSI. El GSI es un sistema para la estimación de las propiedades geomecánicas del macizo rocoso a partir de observaciones geológicas de campo. Las observaciones se basan en la apariencia del macizo a nivel de estructura y a nivel de condición de la superficie. A nivel de estructura se tiene en cuenta el nivel de alteración que sufren las rocas, la unión que existe entre ellas, que viene dada especialmente por las formas y aristas que presentan, así como de su cohesión. Para las condiciones de la superficie, se tiene en cuenta si está alterada, si ha sufrido erosión o qué tipo de textura presenta, y el tipo de recubrimiento existente. Los valores del GSI varían desde 1 hasta 100. Los cercanos al 1 corresponden a las situaciones de macizos rocosos de menor calidad. Por el contrario, valores de GSI cercanos a 100, implican 34
macizos de gran calidad, ya que significa una estructura marcada por una pequeña fragmentación en la que abundan las formas prismáticas y superficies rugosas sin erosión.
CRITERIO DE ROTURA DE HOEK BROWN Entre todos los criterios de rotura existentes, se ha elegido y admitido como adecuado para su aplicación el criterio de Hoek & Brown, su uso está generalizado y extendido a nivel mundial en el ámbito de la mecánica de rocas, pero a pesar de esto, es un método empírico que ha sido desarrollado para macizos rocosos fracturados, homogéneos e isótropos pero presenta ciertas incertidumbres e inexactitudes que han generado problemas en su implementación a modelos numéricos y programas computacionales de equilibrio límite. Debido a esto, y con el fin de mejorarlo, el criterio ha sufrido varias modificaciones así como la introducción de nuevos parámetros para definir el estado del material, y nuevas propuestas para obtener la caracterización del macizo. Una de las principales dificultades que aparecen en muchos problemas geotécnicos, principalmente en el análisis de estabilidad de taludes, es que es más conveniente utilizar el criterio original de Hoek – Brown en términos de esfuerzos normales y de corte en vez de esfuerzos principales, según la ecuación original:
Donde
σ1 y σ3 son los esfuerzos principales efectivos mayor y menor en el momento de rotura.
35
σ ci es la resistencia a la compresión uniaxial del material intacto.
m y s son las constantes del material, donde s = 1 para roca intacta.
Este criterio original fue modificado por Hoek, en donde él trató la derivación de las resistencias cohesivas y de los ángulos de fricción equivalentes para diferentes situaciones prácticas, tomando como base de estas deducciones las tangentes a la envolvente de Mohr, también sugirió que la resistencia cohesiva determinada al ajustar una tangente a la envolvente curvilínea de Mohr es un valor sobredimensionado y en algunos casos puede producir resultados sobreestimados en el análisis de estabilidad, por lo que se consideró más apropiado ajustar una relación lineal de Mohr – Coulomb por métodos de mínimos cuadrados. También llegaron a reconocer que el RMR (Rock Mass Rating) de Bieniawski no era el parámetro más adecuado para relacionar el criterio de ruptura con las observaciones de campo, principalmente en macizos rocosos muy débiles, por lo que se introdujo el Índice de Resistencia Geológica. GSI (Geological Strangth Index). Este índice fue posteriormente extendido a macizos rocosos. Este caso ya no se utiliza el Rock Mas Rating, sino que se adopta el Geological Strength Index (GSI). La estimación de los valores del factor de alteración D se puede estimar a partir del resultado que se propone en su publicación del 2002.
CRITERIO DE ROTURA DE HOEK & BROWN GENERALIZADO El uso del criterio no solo en macizos rocosos duros, sino también en macizos de rocas débiles, ha supuesto una reformulación del criterio, así como la introducción de nuevos parámetros, principalmente en lo referente a la inclusión del Índice de Resistencia Geológica, GSI, como sustitución del criterio RMR de Bieniawski. Esta nueva versión del criterio se expresa con la expresión: 36
Donde mb es un valor reducido de la constante del material mi y está dada por:
Donde mb es un valor reducido de la constante del material mi y está dada por:
s y a son constantes del macizo rocoso dadas por las siguientes relaciones:
Donde D es un factor que depende del grado de alteración al que ha sido sometido el macizo rocoso por los efectos de las excavaciones (mecánicas o por voladuras) o por la relajación de esfuerzos. Varía desde 0 para macizos rocosos inalterados hasta 1 para macizos rocosos muy alterados, Cabe destacar, que en este caso ya no se utiliza el Rock Mas Rating, sino que se adopta el Geological Strength Index (GSI).
37
La estimación de los valores del factor de alteración D se puede estimar a partir de la tabla que se propone en su publicación del 2002.
CRITERIO DE ROTURA DE MOHR-COULOMB El criterio de rotura de Mohr-Coulomb, es un criterio de rotura lineal que fue pensado inicialmente para el estudio en suelos. Al ser un criterio lineal, la ecuación que define la superficie de fluencia es una ecuación lineal y es de la forma, este criterio expresa la resistencia al corte a lo largo de un plano en un estado del momento de la rotura. Aunque el comportamiento de la roca en un ensayo triaxial no concuerda con un modelo lineal, MohrCoulomb se sigue utilizando mucho por su sencillez y comodidad y se expresa mediante la siguiente ecuación matemática:
τ=c+σntanϕ Donde:
c es la cohesión, una constante que representa la tensión cortante que puede ser resistida sin que haya ninguna tensión normal aplicada.
φ es el ángulo de fricción
t es la tensión tangencial que actúa en el plano de rotura.
σn es la tensión normal que actúa en el plano de rotura
En este caso, el dominio elástico viene representado por la envolvente de Mohr. Por lo tanto, los puntos del macizo con estado tensional por debajo de dicha envolvente están en un estado elástico mientras que los que se ubican por encima se encuentran en rotura. La zona de estados
38
tensionales inaccesibles para este macizo es aquella que se encuentra por encima de la envolvente de Mohr. El criterio de Mohr - Coulomb implica que se produce una fractura por corte al alcanzarse la resistencia pico del material. A pesar de la ventaja que presenta este criterio por su simplicidad, presenta inconvenientes debido a que las envolventes de la resistencia en roca no son lineales, y se ha demostrado experimentalmente que la resistencia de las rocas aumenta menos al incrementarse la presión normal de confinamiento que lo esperado considerando su linealidad. Lo anterior puede implicar errores al considerar los esfuerzos actuantes, sobre todo en zonas de bajos esfuerzos confinantes como se muestra en la figura 16. Otro de los inconvenientes que presenta este criterio es que la dirección del plano de fractura no siempre coincide con los resultados experimentales. Finalmente, este criterio sobrevalora la resistencia a la tensión de la roca.
Figura 16: Representación gráfica de criterios de rotura lineal y no lineal. Fuente: Luis González De Vallejo, Ingeniería Geológica
39
CRITERIO DE ROTURA DE BARTON & CHOUBEY Este criterio se dedujo a partir del análisis del comportamiento de las discontinuidades en ensayos de laboratorio, es empírico y permite dar una estimación de la resistencia al corte en discontinuidades rocosas. Se expresa de la siguiente forma:
Donde • τ y σ´n son los esfuerzos tangencial y normal efectivo sobre el plano de discontinuidad. • φr, es el ángulo de rozamiento residual. • JRC es el coeficiente de rugosidad de la discontinuidad (joint roughness coefficient). • JCS es la resistencia a la comp resión de las paredes de la discontinuidad (joint wall compression strenght). La resistencia de la discontinuidad depende entonces de tres factores que corresponden a una componente friccional rφ, una componente geométrica incluida en el parámetro JRC, y u na componente de rugosidad incluida en la relación JCS / σ´n. Con el criterio de Barton & Choubey resultan ángulos de rozamiento muy altos para tensiones de compresión muy bajas sobre la discontinuidad. Por este motivo no debe usarse para tensiones σn tales que JCS / σn > 50, debiendo tomarse en estos casos un ángulo de rozamiento constante independiente de la carga.
40
Figura 17: Influencia de la rugosidad en la resistencia de las discontinuidades. Fuente: Luis González de Vallejo, Ingeniería geológica
2.5
ANALISIS DE ESTABILIDAD DE TALUDES
Debido a la complejidad de la naturaleza rocosa, ningún método de análisis, ni criterio de solución, puede ser considerado como suficiente. Requiriéndose el conocimiento más detallado posible del medio geológico, la geodinámica natural; las actividades y acciones antrópicas así como el medio en el cual se desarrolla el proyecto. Los análisis de estabilidad son de vital importancia ya que permiten definir aspectos como las fuerzas externas que deben ser aplicadas para conseguir el factor de seguridad requerido para 41
el proyecto. Además de esto, en caso de que el análisis se esté realizando debido a la falla en la estabilidad de un talud previamente existente, este tipo de análisis permite diseñar las medidas de corrección o estabilización adecuadas para evitar nuevos movimientos. Actualmente existen múltiples programas computacionales especializados y basados en los criterios de rotura que permiten modelar los tipos de fallas provocados por las discontinuidades presentes en el macizo que se estudia. Estos software usan métodos de estabilidad que generalmente se basan en un planteamiento físico – matemático en el que participan tanto fuerzas que estabilizan el talud como fuerzas que son favorables al desplazamiento, y son estas fuerzas las que determinan el comportamiento y las condiciones de estabilidad del talud. Dentro de los diferentes tipos de métodos utilizados para analizar la estabilidad de taludes se encuentran los métodos determinísticos y los probabilísticos.
2.5.1 MÉTODOS DETERMINÍSTICOS Para el análisis determinístico se consideran eventos reales de los cuales se conocen o se suponen las condiciones en que se encuentra el talud, indicando si este es estable o no. Este método consiste en seleccionar los valores apropiados de los parámetros físicos y resistentes del macizo y que controlan el comportamiento del material por el que está formado, para que a partir de ellos y de las leyes adecuadas de comportamiento se defina el estado de estabilidad o el factor de seguridad del talud. Existen dos grupos de métodos determinísticos: los métodos de equilibrio límite, que analizan el equilibrio de una masa potencialmente inestable y consiste en comparar las fuerzas tendientes al movimiento con las fuerzas que se oponen al movimiento a lo largo de una misma superficie de rotura, este primero utilizado principalmente para taludes en roca y los métodos tenso – deformacionales que consideran las relaciones de tensiones y deformaciones que sufre
42
el material durante el proceso de deformación y rotura, este último método aplicado principalmente a taludes en material suelto y macizos rocosos grandemente triturados. Estos métodos, tienen el inconveniente de que su aplicación a grandes áreas es muy costoso lo que les hacen económicamente inviables; sin embargo, ha habido intentos de aplicarlos a grandes áreas.
2.5.2 MÉTODOS PROBABILÍSTICOS Son métodos, que permiten establecer relaciones estadísticas a partir de distintos métodos, entre una serie de factores condicionantes de los deslizamientos como la litología, pendiente, etc. y la distribución actual y/o pasada de los deslizamientos, su uso requiere crear una base de datos que incluya toda esa información. Estos métodos, consideran la probabilidad de rotura del talud bajo unas condiciones determinadas. Es necesario conocer las funciones de distribución de los diferentes valores considerados como variables aleatorias en los análisis realizándose a partir de ellas los cálculos del factor de seguridad mediante procesos iterativos. Se obtienen las funciones de densidad de probabilidad y distribución de probabilidad del factor de seguridad y curvas de estabilidad del talud. Los principales problemas en este tipo de análisis se derivan de la dificultad para obtener datos suficientes, sobre el desarrollo del proceso en periodos del pasado reciente, que resulten significativos para la realización de previsiones encaminadas a la prevención de daños.
2.6
MECANISMOS DE FALLA
El mecanismo de rotura es la descripción del proceso físico que se produce en el macizo rocoso con el aumento de la carga o con la disminución de la resistencia y cuando el movimiento empieza y se propaga en todo su largo.
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Como ya se ha mencionado en capítulos anteriores, la falla de los taludes en roca en la mayoría de los casos se encuentra controlada por las características y estructura de su sistema de discontinuidades. Dependiendo de las características como la orientación y dimensión de estas pueden formarse planos de fallas producto de la intersección de una o más fracturas, formando bloques inestables que involucre volúmenes pequeños de material o fallas en gran escala que afecten taludes completos. La clasificación del tipo de movimiento que se pueda presentar, tiene gran importancia por influir en el análisis de estabilidad, control y medidas de estabilización aplicables, también cada mecanismo de rotura tiene una metodología distinta para evaluar la estabilidad mediante el factor de seguridad .
2.6.1 ROTURA PLANA Estos tipos de fallas se producen a favor de una única familia de planos de rotura que buzan en el mismo sentido que el talud, y cuya dirección es muy similar a la de la superficie de este. Se producen fundamentalmente debido a que el buzamiento de los planos es menor que el del talud, llegando a diferencias de hasta 20º, con lo que el rozamiento movilizado no es suficiente para asegurar su estabilidad.
44
Figura 18: Rotura Plana y en Cuña. Fuente: Luis González de Vallejo, Ingeniería geológica Luego de que se garantice que puede existir estabilidad en el bloque deslizante, el cálculo del factor de seguridad para el caso general en que existe una grieta de tensión se realiza utilizando la siguiente ecuación:
Donde
c Cohesión en el plano de deslizamiento.
A Longitud de la superficie de deslizamiento.
W Peso del bloque deslizante.
a Ángulo de buzamiento de la familia que produce el plano deslizante.
φ Ángulo de fricción de la base del bloque.
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T Fuerza total del anclaje o grupo de anclajes. Cuando los anclajes son de tipo pasivo se debe considerar como cero el valor de la tensión en el denominador.
δ Ángulo de incidencia del anclaje con respecto a la n ormal del plano de deslizamiento.
Cs Coeficiente sísmico.
γw Densidad del agua.
Zw Altura del talud en la que existe presión de agua.
zw Altura de la grieta de tensión en la que existe presión de agua.
2.6.2 ROTURA EN CUÑA Este tipo de rotura se presenta cuando el bloque que se desliza está limitado por dos o tres juntas. Ocurre en taludes que son cortados por dos planos de discontinuidades de tal manera que la línea de intersección aflora en el talud y buza en sentido desfavorable. Normalmente este tipo de rotura es limitado por cuatro caras, dos de planos de discontinuidades, dos de superficie de roca, y a veces incluye un plano correspondiente a la grieta de tracción. También la superficie de rotura puede estar formada por planos escalonados e incluso con puentes de roca matriz. Para poder determinar el riesgo que tiene un talud de sufrir este tipo de falla es de vital importancia realizar una representación estereográfica del sitio que se está analizando, tema que se va a tratar más adelante en este mismo capítulo. El cálculo del factor de seguridad para el caso general se realiza utilizando la siguiente ecuación:
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Donde:
ca cohesión en el plano formado por la familia a.
cb cohesión en el plano formado por la familia b.
bφ ángulo de fricción del plano formado por la familia b.
γr densidad de la roca.
γw densidad del agua.
h altura total del bloque.
2.6.3 ROTURA POR VOLCAMIENTO Para que se produzca el fenómeno de vuelco en un talud, también conocido a menudo con la denominación inglesa "toppling", es necesario que exista una familia de discontinuidades que siendo paralelas tengan casi el mismo rumbo que el talud, con buzamiento alto y orientación hacia el interior de este. El vuelco produce la rotación de los bloques en torno de una base fija bajo la acción gravitatoria o presión de agua en las discontinuidades. Las roturas por volcamiento pueden manifestarse a cualquier escala y en casi todo tipo de roca, incluso pueden ser profundas y grandes. Pueden incluir también roca bastante sana, ocurren tanto en taludes naturales como en taludes excavados, en desmontes en obras civiles o cortas mineras.
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Figura 19: Rotura por vuelco (Goodman & Bray, 1976). Fuente: Tésis Doctoral, Svetlana Melentijevic El primer paso en el análisis de vuelco es realizar la toma o cálculo de las dimensiones del talud y de cada bloque, considerando el sistema regular de bloques que se muestra en la figura en donde estos son rectangulares con ancho y altura. El buzamiento de la base de los bloques es y el buzamiento de la familia de planos ortogonales que forman las caras de los bloques está dado por la ecuación, la altura del talud es H y la inclinación de la cara del talud es, mientras la inclinación de la cresta es. El ángulo de la base de los bloques no es un valor que se pueda determinar explícitamente, sin embargo es necesario utilizar un valor adecuado porque este tiene un efecto significativo en el análisis, es así que examinando modelos numéricos Goodman & Bray muestran que este ángulo será bien estimado si se toma entre el siguiente rango. Según esto, el análisis de estabilidad para un talud que falla por vuelco se puede resumir en los siguientes pasos:
48
1. Una vez definidos las dimensiones de los bloques a analizar, se halla comenzando por la parte superior el primer bloque que cumpla con la condición de vuelco para este primer bloque se toma Pn=0 2. Se calculan para el bloque n1 las fuerzas Pn-1,v, y Pn-1,d necesarias para que no se vuelque ni se deslice mediante las ecuaciones mencionadas a partir de los datos geométricos del bloque y de su peso 3. De los dos valores obtenidos se tomará el mayor para aplicarlo al análisis del siguiente bloque, valor que será correspondiente a la fuerza Pn del nuevo bloque y se repite nuevamente el paso 2 hasta llegar al bloque que se encuentra al pie del talud. 4. Al analizar el bloque que se encuentra al pie del talud se pueden obtener una de las siguientes tres condiciones:
Pn-1 = 0 El talud se encontrará en equilibrio límite para el án gulo φ considerado.
Pn-1 < 0 El cálculo no es válido y deberá repetirse para otros valores de φ mayores que el inicial.
Pn-1 > 0 El talud es inestable para el valor de φ considerado, por lo que se deberán utilizar anclajes u otro tipo de sostenimiento.
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Figura 20: Modelo de Análisis de Equlibrio Límite para Volcamiento (Goodman & Bray). Fuente: Rock Slope Engineer, Civil and Mining by Duncan C. Wyllie.
2.7
ANALISIS DE PROYECCION ESTEREOGRAFICA
La proyección estereográfica es una herramienta de la mecánica de las rocas muy usada en cristalografía y geología estructural que permite establecer la relación angular existente entre las caras de los cristales o entre las estructuras geológicas. Este tipo de proyección es de vital importancia en el estudio de obras de geotecnia como túneles y taludes, ya que proporciona información que permite tomar decisiones que faciliten la construcción de las estructuras o también estableciendo las mejores opciones de diseño. En el caso del análisis de un talud en roca, es necesario determinar los posibles mecanismos de falla mediante un sistema de representación estereográfico, donde se definan las familias de discontinuidades que se puedan presentar en la estructura del macizo rocoso. Para poder realizar esta representación es preciso conocer, inicialmente, una serie de términos
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geométricos, que permitan definir de cada elemento (ver figura 22), estos términos nos determinan su orientación. La orientación se define como la posición de un plano o línea en el espacio, referenciado mediante coordenadas geográficas y su relación con el plano horizontal de comparación. La orientación de un elemento queda definida mediante el rumbo y la inclinación:
Inclinación o Buzamiento: Ángulo vertical comprendido entre la horizontal y el plano o línea considerada.
Rumbo o Dirección: Horizontal comprendido entre una línea y una dirección preestablecida que para el caso caso de la geología geología estructural es el el norte magnético.
Figura 21: Elementos que definen una recta y un plano en geología. Fuente: Aplicaciones de la proy. estereográfica en Ingeniería Geológica, Roberto Tomás Jover
Una de las limitaciones más importante de la proyección estereográfica es que sólo considera relaciones angulares entre las líneas y los planos, y que además no representa la dimensión de las fallas. La proyección estereográfica consiste en una esfera de referencia, r eferencia, en la cual el plano ecuatorial es horizontal para el que las líneas y planos con un buzamiento y dirección específica son 51
posicionados en un sentido imaginario con respecto respecto a los ejes que pasan de manera ortogonal por el centro de la esfera, así por ejemplo un plano será representado por una línea recta, mientras que una línea será representada por un punto.
Figura 22: Representación Estereográfica. Estereográfica. Fuente: Diseño de Taludes en Roca para la Contrapresa del P:H. Pirrís, Juan Carlos Rodríguez
Para representar las condiciones de la geología estructural propias del sitio que se va a analizar se utiliza un plano polar como el que se muestra en la figura 24, este plano polar se divide en 360 grados que representan la dirección de la discontinuidad tal y como se hace con la brújula, y noventa círculos concéntricos que representan el buzamiento de la discontinuidad que se quiere graficar. De este modo cada discontinuidad observada observada en campo se representa mediante el trazo de un punto en el plano polar, en donde la dirección del buzamiento se mide a partir de la coordenada norte y el buzamiento de la discontinuidad se representa de acuerdo con la distancia radial existente entre el círculo concéntrico que represente el ángulo del buzamiento de la discontinuidad.
52
Figura 23: Plano polar. Fuente: Diseño de Taludes en Roca para la Contrapresa del P:H. Pirrís, Juan Carlos Rodríguez
Para determinar la dirección de las familias de discontinuidades presentes presentes en el macizo rocozo, se debe trazar los puntos correspondientes a cada una de las diaclasas y partir de un análisis estadístico establecer establecer las zonas que muestran una alta concentración de puntos en el plano polar lo que representa una familia de diaclasas.
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Normalmente este análisis estadístico se realiza por medio de programas de computación que simplifican el análisis creando la representación de las familias de diaclasas por medio de diagramas de polos, de círculos máximos o bien de densidad de polos.
Figura 24: a) Diagrama de círculos máximos (beta) y b) diagrama de polos (pi). Fuente: Aplicaciones de la Proy. Esterográfica en ingeniería geológica, Roberto Tomás Jover
Figura 25: Diagrama de Densidad de Polos. Fuente: Aplicaciones de la Proy. Esterográfica en ingeniería geológica, Roberto Tomás Jover
54
2.8
ANALISIS DE ADMISIBILIDAD CINEMATICA
Esta metodología permite encontrar los tipos de fallas que tengan mayor probabilidad de afectar los taludes de la zona que se analiza. Este análisis utiliza los datos de la dirección y buzamiento de cada una de las familias de diaclasas que indica la proyección estereográfica, de manera tal que se pueda definir y relacionar si para un talud determinado existe la probabilidad de que ocurra algún tipo de falla mencionados anteriormente como fallas por volcamiento, planas o por cuñas.
Figura 26: Tipos de Fallas probables en Macizos Rocosos. Fuente: Diseño de Taludes en Roca para la Contrapresa del P:H. Pirrís, Juan Carlos Rodríguez
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Para realizar el análisis de estabilidad cinemática existen diferentes formas, una de ellas consiste en hacer una evaluación de comparación de las propiedades del macizo rocoso y el talud que se va a estudiar, para posteriormente arrojar los resultados del tipo de falla que puede llegar a presentarse. A continuación se muestran las condiciones que se deben presentar entre el talud y las familias de discontinuidades que se tienen en cuenta en el análisis de admisibilidad cinemático para cada uno de los tipos de fallas que puedan afectar el macizo rocoso.
2.8.1 FALLA EN CUÑA En una falla por Cuña deberán presentarse las siguientes condiciones:
Trayectoria de la línea de intersección próxima a la dirección de buzamiento de la cara del talud.
Inclinación de la línea de intersección menor que el buzamiento del talud.
Inclinación de la línea de intersección mayor que el ángulo de fricción de las superficies. Si el ángulo de fricción de los dos planos es marcadamente diferente, se debe utilizar un valor promedio.
2.8.2 FALLA POR VOLCAMIENTO Las condiciones necesarias para que se produzca la falla por volcamiento se resumen así: • Rumbo de las losas aproximadamente paralelo al talud con diferencias entre 15º y 30º. • Buzamiento de las losas o capas paralelo o mayor que el de la cara del talud. • Para que se presente deslizamiento entre capas, la normal al plano de volcamiento debe tener una inclinación menor que la diferencia existente entre el buzamiento de la cara del talud y el ángulo de fricción de la superficie.
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Figura 27: Estereograma de Admisibilidad. Fuente: Los Autores
La envolvente de afloramiento determinará si existe falla plana o por cuña, si dentro de esa zona cae el polo de alguna familia la falla será plana, mientras que si cae la intersección entre dos familias la falla será por cuña. La envolvente de Volcamiento como su nombre lo indica determinará si existe o no una falla por vuelco si en esta zona cae alguna familia.
2.9
EFECTOS DE SISMO EN LOS MACIZOS ROCOSO
Para simular el efecto del sismo se utiliza el método pseudoestático, que consiste en aplicar, en el centro de gravedad del bloque en estudio, una fuerza horizontal igual a la masa del bloque multiplicada por el coeficiente de aceleración que previsiblemente originará el sismo. Esta fuerza sísmica se puede simplificar, ya que genera dos componentes de fuerzas que actúan, una de manera normal al plano de deslizamiento y otra que actúa en dirección paralela al plano de deslizamiento, ocasionando con esto la inestabilidad del bloque de roca. También se puede
57
contemplar la acción vertical de la misma forma, pero en este caso se suele utilizar la aceleración como la mitad de la aceleración horizontal.
2.10
EFECTO DEL AGUA EN LOS MACIZOS ROCOSOS
El flujo del agua es sin dudas el elemento o factor que más incide en la estabilidad de los taludes tanto naturales como artificiales. El proceso del flujo se genera por infiltración de las aguas de lluvia o bien como en el caso de este análisis por la saturación en el llenado de un embalse, en donde el flujo ocurre en las fracturas siguiendo caminos preferenciales. La hidráulica de rocas es la ciencia que analiza y determina mediante algunas ecuaciones experimentales el flujo de cada familia de fracturas de la matriz rocosa, en consecuencia determina el flujo total en un área de macizo rocoso considerada. La filtración de agua en las discontinuidades del macizo rocoso genera en la parte inferior del talud una distribución de presión hidrostática en la base de contacto de la superficie de la discontinuidad, esta presión tiende a levantar el bloque de roca mientras que una distribución hidrostática de fuerzas tiende a empujarlo, favoreciendo su deslizamiento al disminuirse la fuerza friccionante que actúa en la base del bloque. La distribución de fuerzas hidrostáticas genera dos fuerzas resultantes producto de presiones generadas por el agua infiltrada en las discontinuidades del macizo rocoso, una de esas fuerzas resultantes actúa en dirección perpendicular a la cara lateral del bloque de roca, y la otra fuerza resultante actúa en dirección normal a la superficie de contacto del bloque de roca con la superficie sobre la cual se encuentra apoyado dicho bloque. La fuerza que se ejerce en dirección perpendicular se puede separar en sus componentes ortogonales X y Y, llamados donde la componente X será paralela al plano de deslizamiento y la componente Y normal al plano de deslizamiento.
58
Figura 28: Presión de Poros sobre una superficie de falla potencial. Fuente: Deslizamientos, Jaime Suárez V.1
59
CAPÍTULO III METODOLOGIA DE ESTUDIO 3.1
METODOLOGIA
El estudio corresponde a un diseño metodológico experimental descriptivo. La población está constituida por los materiales presentes en el talud de la ladera del sector Silluta, las muestras fueron obtenidas estratégicamente considerando un criterio lógico para determinar lugares accesibles al muestreo de roca y suelos, de tal manera que estos sean los más representativos.
3.2
ENTORNO DE TRABAJO
El entorno de trabajo se dio a base de mucho respeto y colaboración de los ingenieros en los trabajos encomendados. Quienes me brindaron las herramientas y facilidades para los mismos. Por otra parte, la importancia de los trabajos realizados en el campo hicieron que fortalezca los conocimientos adquiridos a lo largo de mi etapa como estudiante de la Facultad de Ingeniería de Minas. Sin embargo, los consejos y experiencias vividas por los propios ingenieros facilitaron el desarrollo de las distintas tareas designadas durante el periodo de prácticas pre profesionales.
60
3.3
TRABAJOS E INVESTIGACIONES REALIZADOS EN CAMPO
Los muestreos fueron realizados a través de recolección de bloques de roca componentes de la ladera del sector Silluta más representativos tomando en cuenta estándares y protocolos de muestreo para la determinación de las propiedades geotécnicas de los materiales a través de ensayos de laboratorio en rocas y suelos. También se realizó un mapeo geomecánico general de toda la zona de estudio.
Figura 29: Recolección de muestras. Fuente: Elaboración propia.
61
Figura 30: Toma de datos. Fuente: Elaboración propia.
Se realizaron caracterizaciones geotécnicas del macizo rocos presente en la circundantica del bloque de roca identificada de alto riesgo. Los ensayos de laboratorio de compresión simple en roca, y propiedades índices de los materiales fueron realizados en los laboratorios de Mecánica de Suelos y Rocas de la Facultad de Ingeniería de Minas - UNAP. Para el procesamiento de los datos obtenidos se utilizó tablas Excel y el programa RocData v.4.0 de Rocscience.
62
3.3.1 PARÁMETROS DE RESISTENCIA ADOPTADOS Los parámetros de resistencia a ser adoptados en el estudio geotécnico de estabilidad de los taludes en el talud de la ladera en el sector Silluta, serán los siguientes:Composición de la ladera del sector Silluta:
Cohesión (C)
Angulo de Fricción (ϕ)
Resistencia al corte
Densidad del material
3.3.2 SISMICIDAD DEL ÁREA DE ESTUDIO Dentro del territorio peruano se han establecido diversas zonas, las cuales presentan diferentes características de acuerdo a la mayor o menor presencia de los sismos. Esta sismicidad es principalmente producto de la subducción de la Placa de Nazca debajo de la Placa Continental a lo largo de la costa peruana. Según el Mapa de Zonificación Sísmica propuesto en la Nueva Norma de Diseño Sismo resistente E.030, del Reglamento Nacional de Construcciones (1997), el área de estudio se encuentra comprendida en la Zona 2, y de acuerdo a Bolaños y Monroy (2004), la aceleración correspondiéndole es de 0.15g. Por otro lado, según el Mapa de Fuentes Sismogénicas Superficiales, propuesto por Castillo y Alva (1993), la máxima magnitud que puede ocurrir en el área del proyecto asociada a estas fuentes es de 7.1. Este mapa en el cual se puede observar que para el área en estudio, los autores proponen una aceleración máxima de 0.24g. De acuerdo a la literatura técnica existente ampliamente aceptada internacionalmente, se recomienda que el coeficiente sísmico a ser considerado en el análisis en la condición pseudoestática de diseño de taludes, sea obtenido como una fracción que varía entre 1/2 a 1/3 de la máxima aceleración esperada.
63
Por lo tanto, para el análisis seudoestático en condiciones de operación de los componentes estudiados, usaremos un coeficiente sísmico de 1/3 de la aceleración máxima que corresponde a C = 0,08g y para el cierre final usaremos 1/2 de la aceleración máxima que corresponde a C = 0.12g.
Figura 31: Distribución de Ordenadas Espectrales para el Perú, Manuel Monroy, Ana Bolaños (2004). Fuente: Valeriano, F (2015)
64
CAPÍTULO IV ANALISIS DE RESULTADOS 4.1
RESULTADOS
4.1.1 REPRESENTACIÓN TOPOGRÁFICA DEL TALUD GLOBAL DEL TALUD DE LA LADERA EN EL SECTOR SILLUTA.
Figura 32: Ubicación del talud de la ladera en el sector Silluta. Fuente: Elaboración propia
65
Figura 33: Ubicación del talud de la ladera en el sector Silluta. Fuente: Elaboración propia
Figura 34: Cortes del talud de la ladera en el sector Silluta Corte A-A´. Fuente: Elaboración propia 66
4.1.2 PARÁMETROS DE RESISTENCIA DE LA LADERA DEL SECTOR SILLUTA. Lamentablemente en la actualidad los métodos directos para determinar los parámetros de resistencia de suelos de granulometría gruesa, resultan muy costosos, y en el Perú aún no existen laboratorios equipados para poder realizar estos ensayos, pero se han realizado bastantes investigaciones que ayudan al ingeniero geotécnico a estimar el ángulo de fricción de estos suelos, se trata de métodos indirectos cuya principal ventajas son la practicidad y el bajo costo que requiere su aplicación. Para estimar el esfuerzo confinante en cada botadero y obtener el ángulo de fricción, se asume una profundidad de la posible superficie de falla de los taludes y se estima el esfuerzo normal, con lo cual, a través de un ábaco formulado por Leps. Producto de una serie de ensayos, se obtiene el ángulo de fricción interna. Considerando la densidad del botadero y de la cimentación se elige la curva de correlación. Parámetros de la ladera del sector Silluta En la tabla 04, se presenta un resumen del resultado del ángulo de fricción interna, cohesión y peso específico en los cuatro cortes en el Talud Global del talud de la ladera en el sector Silluta, obtenidos en laboratorio de la F.I.M.
Perfil A
ESTACION 01
Roca Identificada ROCA 01
Peso Especifico (kN/m3)
RCS (Mpa)
C (Mpa)
ϕ
24.45
62.66
0.631
62.66
Tabla 7: Resultados de parámetros de resistencia de suelo base Fuente: Elaboración propia
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En la tabla 08, se presenta un resumen del resultado de la resistencia a la compresión simple y peso específico de la roca de la del talud, obtenidos en laboratorio de la F.I.M.
Perfil
A
Peso Especifico
UCS (Mpa)
M-1
(kN/m3)
62.66
24.45
Origen
Condición
Talud
Roca intacta
Tabla 8: Resultados de parámetros de UCS y peso específico de la roca. Fuente: Elaboración propia
En la tabla 09, se presenta un resumen del resultado del ángulo de fricción interna y cohesión utilizando el software RocData del paquete de Rocscience de la roca de la del talud.
Perfil A
UCS (Mpa)
Mediana UCS (Mpa)
Gsi
Cohesión (Mpa)
Angulo de Fricción
190.37
62.66
59.5
0.631
62.66°
Estación-01
Tabla 9: Resultados de parámetros de la roca Fuente: Elaboración propia
4.1.3 PARÁMETROS DE RESISTENCIA DE LOS MACIZOS ROCOSOS DE LA ROCA ALTERADA. El comportamiento mecánico relativo a resistencia y deformación de un macizo rocoso obedece a la respuesta combinada de dos elementos principales, la matriz de la roca y las discontinuidades. Los parámetros de resistencia cortante del macizo rocoso, será determinado
68
considerando las relaciones empíricas en función de la clasificación geotécnica de los macizos rocosos sistema RMR, Sistema GSI. En la tabla 10, se muestran los valores de RMR y GSI del macizo rocoso que se encuentra en la base de la ladera del sector Silluta y la Del talud.
Componente
Sondeo
Talud
FG-01
Tipo de roca
RMR 89
Gsi
Arenisca Alterada
56-73
51-56
Tabla 10: Resumen de los valores de RMR y GSI de roca del talud. Fuente: Elaboración propia
4.1.4 PARAMETROS DE RESISTENCIA OBTADOS En la tabla 11, se resumen los valores a utilizar en los análisis de estabilidad.
Identificación
Talud
B-B
Roca arenisca
ϕ
62.66°
Densidad
Tipo de
(kN/Mpa)
Material
24.45
arenisca
C (Mpa)
0.631
Tabla 11: Parámetros de resistencia adoptados para la ladera del sector Silluta y la del talud. Fuente: Elaboración propia
4.2
RESUMEN DE RESULTADOS
4.2.1 GEOMETRÍA Y DIMENSIÓN DE LA GALERÍA
69
Figura 35: Identificación de talud altamente de riesgo. Fuente: Elaboración propia.
4.2.2 CARACTERIZACIÓN ESTRUCTURAL Se realizó el mapeo estructural de las estructuras presentes a lo largo del talud, teniendo de 14 datos de dirección de buzamiento y buzamiento. Estos datos son representados en el diagrama de densidad de familias, (Fig. 36), en la cual se identificaron 03 familias de discontinuidades.
70
Figura 36: Diagrama de densidad de familia de discontinuidades presentes en la del talud. Fuente: Elaboración propia. Teniendo en consideración la orientación de las discontinuidades presentes a lo largo de la del talud, a través de un diagrama de rosetas como se muestra, (Fig. 37), podemos observar que la dirección de talud es desfavorable, debido a que la orientación de las discontinuidades es paralela a la dirección de talud, por lo cual hay gran probabilidad de fallamiento por volcamiento.
71
Figura 37: Diagrama de rosetas del talud. Fuente: Elaboración propia.
4.2.3 CARACTERIZACIÓN GEOMECÁNICA Se ha realizado una estación geomecánica en la del talud, ubicada en la parte inferior del bolón de roca identificada como alto riesgo de rodamiento. Los datos que se han registrado para la caracterización geomecánica son: Orientación de la discontinuidad, resistencia de la roca, longitud de la traza o persistencia, abertura de la discontinuidad, rugosidad, relleno, alteración de la roca, presencia de agua en la roca, numero de fracturas por metro lineal y el tipo de discontinuidad, (Fig. 38).
72
Figura 38: Trabajos de campo en el talud. Fuente: Elaboración propia. Para estimar los parámetros resistentes de las juntas se tiene en consideración los datos obtenidos producto de la caracterización geomecánica, estos se muestran en la tabla 09. La galería tiene una dirección de avance de N338°E, una anchura de 4.00 m y 6.00 m de altura.
ID
DIRECCIÓN DE BUZAMIENTO
BUZAMIENTO
FAM – 01
43
0
FAM – 02
158
5
FAM – 03
107
3
Del talud
294
66
Tabla 12: Parámetros resistentes de las juntas. Fuente: Elaboración propia.
73
Figura 39: Estereograma de las juntas estudiadas para su combinación en modo de falla por volcamiento tipo toppling. Fuente: Elaboración propia
Identificación del Corte
Condición
Talud B-B
Inestable
Tabla 13: Taludes del talud de la ladera en el sector Silluta Fuente: Elaboración propia
4.3
.
GRADO DE PELIGRO DEL DESPRENDIMIENTO DESPRENDIMIENTO DE LA ROCA PRINCIPAL
El objetivo de utilizar esta metodología es conocer el grado de peligro que pueda ocasionar el desprendimiento de rocas en el acantilado. Existen muchos programas que pueden simular este evento físico, en esta oportunidad utilizaremos el programa de la firma Rocscience que cuenta la FIM-UNAP, RockFall.
74
4.3.1 FUNDAMIENTO TEORICO Los fundamentos de este programa son:
Caída libre.
Teoría del rebote.
Teoría de impacto
4.3.2 RESULTADOS DE DICHO PROGRAMA Los datos utilizados son los siguientes:
Coeficiente de Restitución: R
Material talud: Ladera del sector Silluta
Normal
Desviación
R. Tangencial
Desviación
0.5
0.04
0.95
0.04
Tabla 14: Valores obtenidos del programa RockFall. Fuente: Elaboración propia
NOTA: Dichos valores son tomados de la tabla que se encuentra en la base de datos del programa Rockfall. Condiciones iníciales de la roca irregular de gran tamaño.
Velocidad Horizontal = 0 m/s.
Velocidad Vertical = 0 m/s.
Peso de grava considerado = 40 Tn Tn
H = 145.155 m.
n = número de lanzamientos de la misma roca = 50
H = H (Promedio), está referido a la altura a ltura donde se desprende la roca (altura referido a msnm).
Sección en práctica: sección ubicada en el sector Silluta.
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Figura 40: Izquierda: alcance y rebote de la roca. Derecha: ubicación horizontal y punto final de rocas. Fuente: Elaboración propia
Figura 41: Geometría de la roca de rodamiento. Fuente: Elaboración propia 76
4.3.3 VALIDACIÓN DE RESULTADOS DEL PROGRAMA ROCKFALL Se realizó un análisis experimental en la ladera del sector Silluta, una simulación de caídas de rocas, donde se obtuvo como resultado que existe un rango de +/- 10% de corrección al valor obtenido por el programa. Se enumeraron las gravas que ayudaron a la simulación, así como se midieron las dimensiones y también el peso de las mismas.
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CONCLUSIONES
Según la caracterización geomecánica los valores de RMR y GSI del macizo rocoso que se encuentra en la base de la bolón de roca identificada en la ladera del sector Silluta, es de 56 – 73, considerado ROCA BUENA CLASE II y 51 - 58 respectivamente.
El talud en la zona de estudiado, de acuerdo a los resultados del presente informe, en una análisis cinemático de los 14 puntos de mapeados en el talud, se determinó un modo de fallamiento por VOLCAMIENTO TIPO TOPPLING DIRECTO en un 21.98%.
El bolón de roca tiene alta probabilidad de rodamiento, debido a su gran tamaño, geometría, ángulo de reposo, y material erosionable donde se sitúa.
Los materiales presentes en la zona de estudio son similares y el análisis cinemático lo demuestra ampliamente.
El mapeo estructural de las estructuras presentes a lo largo del talud teniendo en total 14 datos de dirección de buzamiento y buzamiento. Estos datos son representados en el diagrama de densidad de familias, en la cual se identificaron 03 familias de discontinuidades.
La dirección de talud es desfavorable, debido a que la orientación de las discontinuidades es paralela a la dirección de talud, por lo cual se forman bloques con alta probabilidad de volcamiento tipo toppling directo.
El análisis de cinemático y la observación en campo demuestran que la zona estudia del sector Silluta es altamente riesgosa a volcamientos y rodamientos de roca.
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RECOMENDACIONES
Se recomienda la ejecución de banquetas en la cara de los taludes del corte A-A´ para minimizar los daños muy probable a consecuencias de volcamiento y rodamiento de boques de rocas de la cresta de los taludes en la zona circundante, por efectos de la sobrecarga y limpieza de relleno entre l;as discontinuidades, disminuyendo su presión de poros, y dicha caída pueda generar algún incidente y/o accidente en zonas urbanas y carretera afirmada que está a pie de la ladera.
Posteriores trabajos de modificación o explotación por voladura controlada de los bloques identificados de alto riesgo.
Si bien no se cuenta con un análisis hidrológico adecuando, se recomiendan los trabajos alrededor y en la parte superior de la corona de los taludes de corte, en el sentido de construir canales, para la adecuada evacuación de aguas superficiales, para evitar el cualquier caso, una saturación y erosión progresiva no contemplada por el presente trabajo.
Se recomienda un estudio más detallado de los demás puntos en la zona con más probabilidad de ocurrencia de caída de rocas del talud.
Realizar una voladura controlada, y muy recomendable apagada por cuestiones de vibraciones en la acción de voladura podría provocar el rodamiento de los demás bolones de roca adyacente a la identificada.
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