UNIVERSIDAD NACIONAL MAYOR DE SAN MARCOS Fundada en 1551 FACULTAD DE INGENIERIA GEOLOGICA, MINERA, METALURGICA Y GEOGRAFICA UNIDAD DE POST GRADO
TEMA: “SISTEMA DE CLASIFICACION GEOMECANICA LAUBSCHER MRMR (Mining Rock Mass Rating)” CURSO: MECANICA DE ROCAS APLICADA DOCENTE: MAG. GAITHER DE LA SOTA PEREZ MAESTRISTAS FABIOLA ROSADO MOSCOSO HEMER RAMIREZ VEGA ANGEL FERNANDO VILAVILA NORIEGA
LIMA – PERÚ 2014
INDICE 1.- DEFINICION DEL SISTEMA 2.- PROCEDIMIENTO DE CLASIFICACION 2.1.- Resistencia a la compresión uniaxial de la roca intacta (IRS) 2.2.- Espaciado de diaclasas (RQD + JS +o FF/m) 2.3.- Comparación de las dos técnicas 2.4.- Condición de las discontinuidades y presencia de agua (CD) 3.- VALOR IN SITU DEL INDICE RMRLB 4.- AJUSTES DEL RMRLB PARA CALCULAR EL MRMR 5.- RESISTENCIA DEL MACIZO ROCOSO (RMS) 6.- RESISTENCIA DE DISEÑO DEL MACIZO ROCOSO (DRMS) 7.- RECOMENDACIONES DE SOSTENIMIENTO 8.- DISEÑO DE SOSTENIMIENTO 9.- CORRELACIONES 10.- DISEÑO DE PILARES 11.- SISTEMA DE EXPLOTACION RELACIONADO CON EL MRMR 12.- EJEMPLO DE CÁLCULO 13.- MODIFICACION DE LAUBSCHER & JAKUBEC 2001 14.- CONCLUSIONES 15.- BILIOGRAFIA
SISTEMA DE CLASIFICACION GEOMEACANICA LAUBSCHER El sistema de Valuación del Macizo Rocoso para Minería (MRMR, Mining Rock Mass Rating), fue introducido en 1974 como un complemento de la Clasificación Geomecánica RMR (Bieniawski) para solventar diversos problemas en minería. La diferencia fundamental de este sistema está en que la valuación del Macizo Rocoso in Situ (RMRLB) tiene que ser ajustada tomando en cuenta el desarrollo minero, de tal manera que la valuación final (MRMR) puede ser usada en el diseño minero. Los parámetros que se involucran en el ajuste son: discontinuidades y efectos de voladura. Las discontinuidades geológicas estrechas y débiles que tienen continuidad dentro o más allá de los niveles de la excavación o en los pilares deben ser identificadas y evaluadas en forma separada. Un importante progreso de esta clasificación es que resulta aplicable tanto en afloramientos como en núcleos de perforación. Taylor (1980) reviso los sistemas de clasificación desarrollados por Wickham, Barton, Bieniawski y Laubscher, y concluyo que los cuatro sistemas analizados eran clasificaciones más avanzadas y estaban basadas en parámetros relevantes. Indudablemente, cada técnica proporciona resultados significativos, pero, solo la clasificación geomecánica de Laubscher y el Índice de Q de Barton, presentan directrices satisfactorias para la evaluación de los principales parámetros; fundamentalmente, en lo que se refiere a las condiciones de las discontinuidades. Para uso general en minería, donde la aplicación de una clasificación varia ampliamente, la clasificación geomecánica de Laubscher tiene una ventaja adicional, que permite ajustes posteriores para la evaluación de diferentes situaciones. Todo lo anterior, sumado al hecho de que dichas técnica ha sido usada durante quince años, no da razones para cambiarse a otro sistema, sobre todo si no ofrece mejoras sustanciales. De acuerdo al trabajo de Laubscher (1990) se tiene los siguientes apartados: 1. DEFINICION DEL SISTEMA: La metodología adoptada implica asignar al macizo rocoso una valoración in situ basada en parámetros geológicos medibles. Cada parámetro geológico es valorado de acuerdo con su importancia, y se e asigna un valor máximo; de tal manera que el total de todos los parámetros sumen 100. El rango de 0 a 100 cubre todas las variaciones de macizos rocosos diaclasados, de muy pobre a muy buena calidad. La clasificación está dividida en cinco clases con 20 puntos por clase y con subdivisiones denominadas A y B. Ya en el mapa, se usa una gama de colores para resaltar las clases tanto en planta como en perfil: clase 1, azul; clase 2, verde; clase 3, amarillo; clase 4, café; clase 5, rojo. La designación de las clases es para uso general y las valoraciones deben ser usadas para los propósitos de diseño. En efecto, las valoraciones son las resistencias relativas de los macizos rocosos. La precisión de la clasificación depende del área de muestreo por ser investigada. La terminología preliminar, intermedia y final debe ser utilizada para calificar e indicar las etapas de la perforación y desarrollo. Es esencial que los datos de clasificación estén disponibles en las primeras etapas, de tal manera que se tome la decisión correcta en la elección del sistema de explotación, el diseño y los requerimientos de sostenimiento. En la evaluación de cómo se comportara el macizo en el desarrollo de la explotación minera, los valores de la Valuación del Macizo Rocoso (RMRLB) son ajustados considerando la meteorización, tensiones
mineras inducidas, orientación de as diaclasas y efecto de voladura. La evaluación ajustada se denomina Valuación del Macizo Rocoso para Minería o MRMR (Mining Rock Mass Rating). También es posible usar esta clasificación para determinar la Resistencia del Macizo Rocoso o RMS (Rock Mass Strength), en MPa. La resistencia del macizo rocoso in situ se puede ajustar como se indicó anteriormente, para obtener una Resistencia de Diseño del Macizo Rocoso DRMS (Desing Rock Mass Strength). Estos datos son extremadamente útiles cuando se los relaciona con el ambiente de tensiones y la modelación matemática. El sistema de clasificación es versátil, la Valuación del Macizo Rocoso (RMR LB), la Valuación del Macizo Rocoso para minería (MRMR) y la Resistencia de Diseño del Macizo Rocoso (DRMS), proveen buenas guías para los propósitos de diseño minero. No obstante, en algunos casos puede requerirse de investigaciones más detalladas, en cuyo caso debe ponerse mayor atención a los parámetros específicos del sistema. Dado que los valores promedios pueden ser erróneos, y las zonas más débiles determinar la valoración de todo el macizo rocoso; estas zonas deben ser evaluadas individualmente. 2. PROCEDIMIENTO DE CLASIFICACION: Los parámetros geológicos que deben ser evaluados son los siguientes: la resistencia de la roca intacta (IRS); el espaciado de discontinuidades; la condición de las discontinuidades y la presencia de agua. Antes de ejecutar la clasificación, los núcleos de rocas o los afloramientos se dividen en zonas de características similares, a las cuales, se les aplicara puntajes. Estos parámetros y sus respectivos rangos se muestran en la Tabla 01. 2.1. Resistencia a la compresión uniaxial de la roca intacta (IRS): Laubscher (1990) define el parámetro IRS como la resistencia a la compresión uniaxial de la roca comprendida entre discontinuidades adyacentes, e indica que en el caso de macizos heterogéneos debe considerarse un valor medio ponderado de este índice, tomando en cuenta el hecho de que tiende a ser predominante el efecto del sector menos resistente. Para la obtención de este valor medio ponderado, Laubscher (1990) propone el siguiente ábaco empírico.
Figura 01: Determinación del promedio de la Resistencia a la compresión cuando el macizo contiene zonas débiles y fuertes. Ejemplo: IRS de la roca resistente = 100 MPa (ensayo en laboratorio) IRS de la roca débil = 20 MPa (ensayo en laboratorio) Porcentaje de la roca débil en el macizo = 45% 𝐼𝑅𝑆 𝑑𝑒 𝑙𝑎 𝑟𝑜𝑐𝑎 𝑑𝑒𝑏𝑖𝑙 𝐼𝑅𝑆 𝑑𝑒 𝑙𝑎 𝑟𝑜𝑐𝑎 𝑟𝑒𝑠𝑖𝑠𝑡𝑒𝑛𝑡𝑒
𝑥 100 = 20%
Se interpola la curva que tiene el IRS de la roca débil igual a 20% del IRS de la roca resistente con el porcentaje de roca débil en el macizo 45%, este último valor se proyecta al IRS promedio como porcentaje del IRS de la roca resistente dando un valor de 36% de 100 MPa e igual a 36 MPa. Tabla 01: Parámetros de clasificación del MRMR (Laubscher, 1990) (1) CLASES DE MACIZOS ROCOSOS CLASE
5
RMR
B
SUBCLASE
4 A
B
0-10 11-20 ROCA MUY MALA ROJO
COMPETENCIA COLOR
3
A
21-30
B
31-40
2
1
A
B
A
B
41-50
51-60
61-70
71-80
ROCA MALA
ROCA REGULAR
ROCA BUENA
CAFÉ
AMARILLO
VERDE
A 81-90 91-100 ROCA MUY BUENA AZUL
(2) PUNTAJE ASOCIADO A LOS DISTINTOS PARAMETROS QUE DEFINEN EL INDICE DE CALIDAD GEOMECANICA RMR RMR (VALOR IN SITU) = P(IRS) + (P(FF/m) ó (RQD + Js)) + P (CD) (a) RESISTENCIA A LA COMPRESION UNIAXIAL DE LA ROCA INTACTA
MRMR = RMR x COEFICIENTE DE AJUSTE
IRS = P (IRS)
IRS (MPa)
1-4
5-11
12-24
25-34
35-44
45-64
65-84
85-104
PUNTAJE
1
2
3
4
5
6
8
10
105-124 125-144 145-164 165-185 12
14
16
18
> 185 20
(b1) FRECUENCIA DE DISCONTINUIDADES POR METRO FF/m = P (FF/m), N = NUMERO DE FAMILIAS DE DISCONTINUIDADES FF/m
0.1
0.15
0.2
0.25
0.3
0.5
0.8
1
1.5
2
3
5
7
10
15
20
30
40
PUNTAJE
N=1
40
40
40
40
38
36
34
31
29
26
24
21
18
15
12
10
7
5
N=2
40
40
40
38
36
34
31
28
26
24
21
18
15
12
10
7
5
2
N=3
40
40
38
36
34
31
28
26
24
21
18
15
12
10
7
5
2
0
(b2) RQD Y ESPACIADO ENTRE DISCONTINUIDADES
RQD y Js = P(RQD) + P(Js)
RQD (%)
0-3
4-16
17-30
31-43
44-55
56-70
71-83
84-86
87-100
PUNTAJE
0
2
4
6
8
10
12
14
15
ESPACIADO (Js) N = 1; Js = 25 x ((26.4 x Log X) + 45) / 100 PUNTAJE
N = 2; Js = 25 x ((25.9 x Log Xmin) + 38) / 100 x ((30.0 x Log Xmax) + 28) / 100 N = 3; Js = 25 x ((25.9 x Log Xmin) + 38) / 100 x ((29.6 x Log Xmed) + 20) / 100 x ((33.3 x Log Xmax) + 10) / 100
(c) CONDICION DE LAS DISCONTINUIDADES P(CD) = A/100 x B/100 x C/100 x D/100 x 40 FACTOR DE AJUSTE ( A, B, C o D según indique la primera columna) CONDICION DE HUMEDAD DE LA DISCONTINUIDAD
PARAMETRO
SIN FLUJO DE AGUA DESCRIPCION SINUOSA EN VARIAS DIRECCIONES
CON FLUJO DE AGUA
SECA
HUMEDA
25-125 l/min
> 125 l/min
100
100
95
90
SINUOSA EN UNA DIRECCION
95
90
85
80
CURVA
85
80
75
70
LIGERAMENTE CURVA
80
75
70
65
RECTA
75
70
65
60
ESCALONADA IRREGULAR
95
90
85
80
ESCALONADA SUAVE
90
85
80
75
SACALONADA LISA
85
80
75
70
ONDULADA IRREGULAR
80
75
70
65
ONDULADA SUAVE
75
70
65
60
ONDULADA LISA
70
65
60
55
PLANA IRREGULAR
65
60
55
50
PLANA SUAVE
60
55
50
45
PLANA PULIDA
55
50
45
40
SIN ALTERACIONES ALTERACION DE LA ROCA QUE DEFINE LA PARED ALTERADA Y MAS DEBIL QUE LA ROCA GRUE MATERIAL DE SO CIZALLADO QUE NO MEDI PRESENTA O ABLANDAMIENTO FINO D CARACTERISTICAS DEL MATERIAL DE LA GRUE DISCONTINUIDAD t = ESPESOR DEL RELLENO SO MATERIAL a = AMPLITUD DE LA RUGOSIDAD MEDI CIZALLADO, EJ. O TALCO FINO
100
100
100
100
75
70
65
60
90
85
80
75
85
80
75
70
80
75
70
65
70
65
60
55
60
55
50
45
50
45
40
35
t <= a
40
40
35
30
t>a
30
20
15
10
A
B
SINUOSIDAD
RUGOSIDAD
TIPO DEL MATERIAL
C
MILONITA
2.2. Espaciado de diaclasas (RQD + JS ó FF/m): El espaciado es la medida de todas las diaclasas y fracturas, y no incluye los rasgos cementados. Los rasgos cementados afectan al valor ISR, y como tal, deben ser incluidos en esa valoración. Una diaclasa es un rasgo evidente, que es continuo si su longitud es más grande que el ancho de la excavación o si termina con otra diaclasa, es decir, diaclasas que definen bloques de roca. Las fracturas y separaciones no necesariamente tienen continuidad. Un máximo de tres familias de diaclasas es tomado en cuenta, dado que tres familias definirán un bloque de roca; cualquier otra familia podrá modificar solamente la forma del bloque.
Se han desarrollado dos técnicas para la evaluación de este parámetro: a. La técnica más detallada es el RQD y el espaciado de diaclasa (JS) en forma separada, la valoración máxima es de 15 y 25, respectivamente, dando un total de 40. La determinación del RQD es una técnica de recuperación de núcleos, en la cual se registran solamente aquellos núcleos con una longitud mayor a 100 mm. En lo que al espaciado de diaclasas (JS) se refiere, se puede asumir como máximo tres sistemas de diaclasas, es decir, el número requerido para definir un bloque de roca. Donde existen cuatro o más familias, se utilizan las tres familias de espaciado más reducido. El puntaje cuando se tiene uno, dos o tres sistemas de diaclasas se lo calcula mediante las siguientes ecuaciones: -
Para un set de diaclasas 26.4 log 𝑋 + 45 𝑅 = 25 ( ) 100
Donde X: espaciado en cm - Para dos sets de diaclasas: 25.9 log 𝑋𝑚𝑖𝑛 + 38 30 log 𝑋𝑚𝑎𝑥 + 28 𝑅 = 25 ( )( ) 100 100 Donde Xmin y Xmax: espaciados mínimos y máximos de los sets de diaclasas en cm. -
Para los tres sets de diaclasas 25.9 log 𝑋𝑚𝑖𝑛 + 38 29.6 log 𝑋𝑚𝑒𝑑 + 20 33.3 log 𝑋𝑚𝑎𝑥 + 10 𝑅 = 25 ( )( )( ) 100 100 100
Donde Xmin, Xmed y Xmax: espaciados mínimos, medios y máximos de los sets de diaclasas en cm. b. La otra técnica es la de medir todas las diaclasas y registrarlas como una frecuencia de diaclasas por metro (FF/m), con una valoración máxima de 40. Laubscher (1990) define el parámetro (FF/m) como la frecuencia de diaclasas por metro, e indica que corresponde a la razón entre el número total de discontinuidades que interceptan una línea de detalle, Nb, y la longitud de la línea de detalle, Lb, expresada esta última, en metros. Es fácilmente demostrable que el valor del parámetro FF/m dependerá de la orientación de la línea de detalle con relación a la orientación de los sistemas de discontinuidades presentes en el macizo rocoso y sus espaciados medios; por lo tanto, es preciso considerar este efecto al definir el
valor del parámetro FF/m, de modo que sea posible obtener valores comparables entre sí (una misma persona obtendrá diferentes valores de FF/m, para un mismo macizo rocoso, si este parámetro se mide en dos direcciones diferentes). Laubscher indica que debe considerarse el valor medio de FF/m en el macizo rocoso para calcular el puntaje asociado a este parámetro, y considera que este valor medio corresponde al promedio de los valores de FF/m; obtenidos en 3 direcciones ortogonales. También indica que dado que el valor de FF/m depende de la forma en que se mida este parámetro, el valor medio correspondiente al macizo rocoso podrá evaluarse como la sumatoria de los valores de FF/m medidos, dividido por un factor de corrección, CFF; el cual dependerá del número de familias de discontinuidades presentes en el macizo rocoso y el método utilizado para medir FF/m. Los valores de este factor de corrección y la forma de cálculo del valor medio de FF/m se indican en la Tabla 02, en donde se consideran solamente aquellas estructuras continuas. Tabla 02: Factores de corrección para el cálculo del valor medio FF/m Factores de corrección para el cálculo del valor medio del parámetro FF/m (se considera que en el macizo rocoso existen tres sistemas de discontinuidades, con espaciados similares) Metodología utilizada
Factor
Valor medio de FF
1. Se miden solo las intersecciones de 1 familia de discontinuidades en la línea de detalle. Valor medido de FF = FF/m
1.00
FF=(FF/m)/1.00
1.60
FF=(FF/m)/1.60
2.00
FF=(FF/m)/2.00
2.40
FF=(FF/L1 + F/mL2)/2.40
3.00
FF=(FF/mL1 + FF/mL2+F/mL3)/3.00
2. Se miden las intersecciones de 2 familias de discontinuidades en una línea de detalle. Valor medido de FF = FF/m 3. Se miden las intersecciones de todas las discontinuidades en una línea de detalle. Valor medido de FF = FF/m 4. Se miden las intersecciones de 2 familias de discontinuidades en una línea (L1), y las intersecciones de la otra familia se miden en otra línea de detalle (L2). Valor medido de FF. En L1 FF/mL1, En L2 FF/mL2 5. Se miden las discontinuidades de todas las discontinuidades en 3 líneas de detalle (L1, L2, L3) ortogonales entre sí. Valor medido FF. En L1 FF/mL1, En L2 FF/mL2, En L3 FF/mL3
Las medidas subterráneas de la frecuencia de discontinuidades se hacen en los hastiales y techo de la galería, túnel o rebaje, dependiendo de la orientación de las discontinuidades. Se pueden presentar los siguientes casos:
a) Si todas las discontinuidades están presentes en los hastiales, se debe establecer si ellas interceptan una línea horizontal. b) Si ellas no interceptan la línea horizontal, se tiene que medir también sobre una línea vertical. c) Si un sistema es paralelo a los hastiales es necesario medirlo con una línea en el techo en ángulo respecto al hastial o pared. Sin perjuicio de lo anterior, se puede proceder de la siguiente manera para evaluar el parámetro FF/m. 1) Se define una línea de mapeo en la pared que interesa. Por razones prácticas, esta línea es horizontal. 2) Se consideran las intersecciones de la línea de mapeo con estructuras de todas las familias existentes en el macizo rocoso; y no se corrige el valor de FF/m obtenido de esta manera. Esta decisión de no corregir el valor de FF/m, se fundamenta en el siguiente hecho: La geometría de las labores que interesan hace posible definir 3 líneas de detalle ortogonales entre sí y con una longitud apropiada para evaluar, en forma razonablemente precisa, el parámetro FF/m (una línea de detalle vertical tendría una longitud probablemente menor que 2 metros). 2.3. Comparación de las dos técnicas: La ventaja de la FF/m es que es una técnica más sensitiva que el RQD, para un amplio margen de espaciado de diaclasas, ya que este último mide solamente los núcleos mayores que 100 mm y cambia rápidamente a un 100%. Ejemplos de estos casos se indican en la Tabla 03. Tabla 03. Comparación entre (RQD + Js) y (FF/m) Espaciado (m)
Puntaje RQD
Js
Combinación
Puntaje FF/m
0.025
0
1
1
1
0.05
0
1.5
1.5
5
0.1
8
3
11
10
0.2
12
5
17
15
0.5
14
10
24
20
1
15
13
28
26
2
15
19
34
31
3
15
21
36
33
4
15
23
38
36
5
15
25
40
38
2.4. Condición de las discontinuidades y presencia de agua (CD): La condición de las discontinuidades implica una evaluación de las propiedades friccionales de las diaclasas (no fracturas) y está basada en los datos de: Propiedades superficiales Zonas de alteración
Relleno Agua
Originalmente el efecto del agua fue tratado como un tema separado; sin embargo, se decidió que en la valoración de la condición de las diaclasas, la entrada de agua debería tener una gran sensibilidad. El procedimiento para la determinación de las diaclasas está indicado en la Tabla 01. La subsección A nos da la expresión del rango a gran escala, tal como en el caso de que cruce una galería o al frente de una excavación; la sección B evalúa la expresión a pequeña escala y está basada en los perfiles que se indican en la Figura 02, la sección C se aplica solo cuando hay una diferencia clara entre la dureza de la roca huésped y aquella de la pared de la diaclasa y, la sección D cubre las variaciones de relleno de diaclasa.
Figura 02. Perfiles de rugosidad Ya que las condiciones de los diferentes sets de diaclasas no son necesariamente las mismas se debe calcular un promedio ponderado. Empero, si hay una diferencia significativa en la condición de los rangos estos deben ser destacados en el texto o en los planos. Un bajo rango de un sistema de diaclasas podría influenciar en la orientación de los túneles y/o la secuencia del minado. Cuando predominan los cortes transversales (cruceros) sobre las galerías longitudinales o viceversa puede ocurrir un muestreo viciado, en estos casos, debe darse preferencia a aquellas diaclasas que interceptan las galerías principales con un ángulo grande. 3. VALOR IN SITU DEL INDICE RMRLB: Laubscher define el índice RMRL de calidad geomecánica como la sumatoria de los puntajes asociados a los parámetros IRS, FF/m (ó RQD + JS):
RMRLB = P (IRS) + P (FF/m) + P (CD) 4. AJUSTES DEL RMRLB PARA CALCULAR EL MRMR: El índice MRMR corresponde a una modificación del valor in situ del índice RMRLB, de manera que el valor del índice modificado, MRMR (Mining Rock Mass Rating), incluya los efectos propios de una explotación minera. El valor del MRMR se calcula de la siguiente manera: MRMR = Cw x Co x Cs x Cb x RMRLB Donde: Cw : Ajuste por meteorización, varía entre 0.30 y 1.00. Co : Ajuste por orientación de las discontinuidades varía entre 0.63 y 0.90. Cs : Ajuste por tensiones inducidas por la explotación minera, varía entre 0.60 y 1.20. Cb : Ajuste por el efecto de voladuras, varía entre 0.80 y 1.00. Aunque los porcentajes son empíricos el principio de ajuste ha probado ser consistente, y por lo tanto, esto fuerza al diseñador a utilizar estos factores importantes. 5. RESISTENCIA DEL MACIZO ROCOSO (RMS): La Resistencia del Macizo Rocoso (RMS) bajo compresión uniaxial está derivada del IRS y del RMRLB, y se la puede calcular con la siguiente ecuación:
𝑅𝑀𝑆 = 0.8 𝑥 𝐼𝑅𝑆
(𝑅𝑀𝑅𝐿𝐵 −𝑃(𝐼𝑅𝑆)) 80
El RMRLB corresponde al valor in situ del índice de calidad geomecánica; IRS es la resistencia a la compresión uniaxial de la roca intacta; y P(IRS) es el puntaje correspondiente al valor de IRS. La resistencia del macizo rocoso no puede ser más alta que el promedio corregido del IRS de la zona. El IRS ha sido obtenido de los ensayos en muestras pequeñas, debido a que el trabajo de ensayo hecho en muestras grandes indica que las resistencias son el 80% de las obtenidas en las muestras pequeñas. Ya que el macizo rocoso se considera como una muestra “grande”, el IRS debe ser reducido a un 80% de su valor. De esta manera, la resistencia del macizo rocoso debe ser el IRS x 80%, si este no tiene discontinuidades. El efecto de las diaclasas y sus propiedades de fricción es el de reducción de la resistencia del macizo rocoso. 6. RESISTENCIA DE DISEÑO DEL MACIZO ROCOSO (DRMS): La resistencia de Diseño del Macizo Rocoso (DRMS) es la resistencia del macizo rocoso no confinado en un ambiente minero específico. Una operación minera pone al descubierto las superficies de la roca, y ello se relaciona con la estabilidad de la zona que rodea la excavación. La extensión de esta zona depende del tamaño de la excavación, y con excepción de las fallas en el macizo, la inestabilidad se propaga desde la superficie de la roca. El tamaño del bloque rocoso, generalmente define la primera zona de inestabilidad. Para los ajustes relacionados con el ambiente minero, se aplica la Resistencia de Diseño del Macizo Rocoso (DRMS). Dado que el DRMS está en MPa, este debe estar relacionado con las tensiones mineras inducidas. Por lo tanto, los ajustes por
usarse son aquellos que se refieren a la meteorización, orientación y voladura: el DRMS se calcula de la siguiente manera: DRMS = Cw x Co x Cb x RMS Donde Cw, Co, Cb son los mismos factores que se utilizan para calcular el índice MRMR. Laubscher presento una serie de ábacos como una guía de sostenimiento requerida en labores mineras (Figura 3.a y 3.b), con base en la resistencia del macizo rocoso, definida por el parámetro DRMS.
Figura 03.a y 03.b Requerimientos de sostenimiento. 03.a Para tensiones máximas. 03.b Diferencia de tensiones 7. RECOMENDACIONES DE SOSTENIMIENTO: La metodología para la selección del sostenimiento considera el índice MRMR; la Resistencia del Macizo Rocoso, definida mediante el índice RMS; y las tensiones principales que la explotación minera inducirá sobre las labores que interesan. Con base en los valores de los índices RMR LB y MRMR, Laubscher propone una guía para la selección del sistema de sostenimiento requerido en excavaciones subterráneas. La Tabla 04 muestra como las técnicas de sostenimiento, en símbolos alfabéticos, incrementan la presión de sostenimiento conforme decrece el MRMR. Los intervalos ajustados deben ser usados en la determinación de los requerimientos de sostenimiento. El RMR LB es tomado en consideración en el
diseño del sostenimiento, aunque se usan los valores ajustados (MRMR). La razón es que la clase 3A ajustada a la clase 5A, tiene un refuerzo potencial, mientras que la clase 5A in situ no tiene refuerzo potencial. El sostenimiento se requiere para mantener la integridad del macizo rocoso y para incrementar la Resistencia del Diseño del Macizo Rocoso (DRMS) de tal manera que el macizo rocoso pueda soportarse por si mismo en su ambiente de tensiones dadas. La instalación debe ser escogida de manera que el macizo rocoso no pueda fallar y por lo tanto debe colocarse prontamente. Un sistema de sostenimiento tiene que ser diseñado y acordado antes de la etapa de desarrollo, con el objeto de que haya interacción entre los componentes de las etapas iniciales y finales. Para controlar la deformación y preservar la integridad del macizo rocoso, el sostenimiento inicial debe ser instalado inmediatamente al avance. El sostenimiento final soportara las tensiones inducidas por la operación minera. Un sistema de sostenimiento integrado está conformado por componentes que son interactivos y su éxito dependerá de la correcta instalación y del uso del material apropiado. La experiencia ha mostrado que sistemas simples instalados adecuadamente son más satisfactorios que aquellas técnicas complicadas, en las cuales las posibilidades de errar son mayores.
Tabla 04. Guía de sostenimiento Laubscher MRMR
RMR 1A
1B
2A
2B
1A
3A 3B 4A Refuerzo de roca - deformación plástica
4B
5A
5B
1B 2A 2B
a
3A
b
3B 4A
a b
r
4B
c c d
d e
5A 5B Refuerzo del macizo rocoso
f f/p
c+l h+f/p
h+f/l f/p
t
a: pernos de anclaje locales en intersección de diaclasas b: pernos espaciados a 1 m c: b + cinta metálica y malla si la roca esta finamente diaclasada d: b + hormigón lanzado reforzado con fibras metálicas o malla, pernos como soporte lateral e: d + cinta metálica con hormigón lanzado f: e + cables de anclaje como refuerzo y control lateral g: f + pernos de espiga h: tablaestacado i: lechada inyecciones
Sostenimiento rígido
j: marcos de madera k: marcos metálicos rígidos l: hormigón masivo m: k + hormigón n: hormigón armado
Sostenimiento Cedente
o: marcos metálicos cedentes p: marcos metálicos cedentes con hormigón u hormigón lanzado
Relleno Control de Astillamientos de Roca Otros
q: colocación de relleno r: pernos de cable y malla metálica s: reemplazo de la roca por un material más resistente t: si es posible evitar el desarrollo de labores en esta roca
8. DISEÑO DEL SOSTENIMIENTO: Dado que uno de los sistemas de sostenimiento más utilizados tanto en obras subterráneas de tipo civil, como en minería subterránea, es la utilización de pernos de anclajes se detallan a continuación una serie de formulaciones empíricas propuestas por varios autores. Laubscher ha sugerido la siguiente formula empírica para evaluar el largo de los pernos de anclaje: L = 1 + 0.33 x B x F Donde: L : Longitud del perno.
B F
: Ancho libre de la labor minera. : Factor empírico, que depende de la calidad geomecánica de la roca. Tabla 05. Factor F, según el RMRLB de Laubscher Índice MRMR
Factor F
0 - 20
1.30
21 - 30
1.20
31 - 40
1.15
41 - 50
1.10
51 - 60
1.05
> 60
1.00
9. CORRELACIONES: Laubscher (1990) propuso las siguientes correlaciones con el RMR de Bieniawski y el Índice de Q de Barton. Cabe destacar que estas fueron realizadas exclusivamente para las condiciones de la Mina Rio Blanco de la División Andina CODELCO en Chile, por lo tanto, son correlaciones que se las deben manejar con el debido cuidado.
𝑅𝑀𝑅 = 1.1 𝑥 𝑅𝑀𝑅𝐿𝐵 − 2
25 ≤ RMR ≤ 75
𝑄 = 100.067 𝑅𝑀𝑅𝐿𝐵−2.962
25 ≤ RMR ≤ 70
10. DISEÑO DE PILARES: Los pilares se diseñan para asegurar la estabilidad regional o para el sostenimiento localizado en los bloques y a lo largo del espacio explotado, o para mantener una medida de control. En todos los casos, la resistencia del material y la variación en la resistencia debe ser conocida tanto para el pilar como para el techo y el piso. La forma del pilar con respecto a la estructura, voladura y tensiones es significativa y está abastecida por el procedimiento de ajuste. Por ejemplo para una relación de ancho a alto de menos que 4.5:1, la siguiente formula usa el SI y el DRMS.
𝑅𝑒𝑠𝑖𝑠𝑡𝑒𝑛𝑐𝑖𝑎 𝑑𝑒𝑙 𝑃𝑖𝑙𝑎𝑟 𝑃𝑠 = 𝐾
𝑊 0.5 𝐻 0.7
Donde: K : DRMS en MPa H : Altura Con:
𝑊 =4𝑥
𝐴𝑟𝑒𝑎 𝑑𝑒𝑙 𝑃𝑖𝑙𝑎𝑟 𝑃𝑒𝑟𝑖𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜 𝑑𝑒𝑙 𝑃𝑖𝑙𝑎𝑟
(𝑆𝐼)
11. SISTEMA DE EXPLOTACION RELACIONADO CON EL MRMR La Tabla 06 muestra como la valoración del macizo rocoso para minería (MRMR), varia con el sistema de explotación.
Tabla 06: Elección del sistema de explotación a partir del MRMR. CLASE
5
4
3
2
1
PUNTAJE
0 - 20
21 - 40
41 - 60
61 - 80
80 - 100
1-8
8 -18
18 - 32
32 - 50
+ 50
Muy buena
Buena
Regular
Mala
Muy mala
0.01 - 0.3
0.1 - 0.2
0.4-5
1.5 - 9
3 - 20
0 - 50
50 - 150
150 - 400
400 - 700
+ 700
0 - 20
20 - 60
60 -150
150 -250
+ 250
0
15
30
45
> 60
6-7
8-9
10 - 11.5
12 - 13.5
15
Criba
5-7
7 - 10
9 -12
Rastrillo
5-7
7 - 10
9 - 12
9
9 - 13
11 - 15
13 -18
Hormigón
Protección Voladura
Hundimiento por Bloques Corte Inferior Hundimiento del Techo Fragmentación, m Consumo de explosivo / hueco Colgamiento el % del tonelaje Diámetro de la zona de asentamiento, m Espaciado para sitios de saque, m
Cargador LHD Sostenimiento rígido Sostenimiento cedente Espacio entre soportes, m Dirección del avance
Comentarios
Acero y Hormigón Reforzar con hormigón
Sostenimiento de roca, reforzar Revestimient técnicas de reparar o reforzar 1.5 - 2.4
2.4 - 3.5
Hacia tensiones bajas Fragmentación fina, terreno pobre, grandes fortificaciones
2.4 - 4.0
Refuerzo de roca 4.0
Hacia tensiones altas
Fragmentació Fragmentación n media, Fragmentació gruesa, terreno n media grandes bueno, gruesa buena cargadoras sostenimient perforación LHDs o regular
Hundimiento por subniveles Gasto de huecos
Excesivo
Regular
Insignificante
Nada
Nada
Gasto en la frente
Excesivo
Regular
Bajo
Nada
Nada
Sostenimiento
Elevado
Medio
Bajo
Localizado
Nada
Dilución
Muy Alta
Alta
Media
Baja
Muy Baja
No practicable
Aplicable
Apropiado
Apropiado
Apropiado
1-5 No aprovechable
5 - 20
20 - 30
30 - 80
100
1-8
8 - 16
16 - 35
+ 35
Comentarios Subniveles con frente abierta Espaciamiento mínimo, m Área estable SI, m
12. EJEMPLO DE CALCULO Una galería de transporte es excavada atravesando un granito medianamente meteorizado, con dos sistemas de discontinuidades semiperpendiculares al eje de la excavación, se obtuvo una muestra simple de 100 MPa y una FF/m igual a 5. Las discontinuidades son ligeramente curvadas, con una rugosidad plana irregular las paredes de las mismas están ligeramente meteorizadas y con una
separación < 1 mm, con relleno sin ablandamiento fino, sin alteración de la roca que define la pared. La galería se encuentra húmeda. Determinar la clase de macizo rocoso y el tipo de sostenimiento o refuerzo en caso que se necesite. Tabla Parámetro Tabla 1 – (a) IRS (MPa) Tabla 1 – (b1) FF/m, 2 familias Condición de discontinuidades Ligeramente curvadas Tabla 1 – (c) Planas irregulares Sin alteración Relleno fino
Valor Puntaje 100 10 5 18 75 60 100 75 Total
13.5
41.5 Clase 3B Roca Regular
RMRLB = P(IRS) + P (FF/m) + P (CD) = 10 + 18 + 13.5 = 41.5 (RMR – P(IRS)) (41.5 - 10) RMS = 0.8 x -------------------- = 0.8 x 100 ------------- = 31.5 MPa 80 80 MRMR = Cw x Co x Cs x Cb x RMRLB = 0.90 x 0.80 x 1.00 x 0.95 x 41.5 = 28.39 = CLASE 4B DRMS = Cw x Co x Cb x RMS = 0.90 x 0.80 x 0.95 x 31.5 = 21.55 MPa Una vez calculado todos los parámetros necesarios para definir el tipo de sostenimiento, podemos hacer la selección con base en el RMRLB y MRMR, lo cual nos sugiere un sostenimiento tipo (f) según la Tabla 04, esto es: pernos de anclaje espaciados a 1 metro con tela metálica, hormigón lanzado reforzado con fibras metálicas y control lateral. La otra manera de seleccionar el sostenimiento es calculando las tensiones principales mayor y menor junto con el DRMS, utilizando el ábaco de la figura 03.
13. MODIFICACION DE LAUBSCHER & JAKUBEC 2001 Definiciones: El método de clasificación de Laubscher (1975) se desarrolló como una variante del método de Bieniawski orientada a aplicaciones mineras, definiendo la calidad geotécnica del macizo rocoso in situ mediante un índice IRMR 1, que luego se modifica para definir un índice de calidad geotécnicominera, MRMR (Mining Rock Mass Rating), como se ilustra en el esquema de Figura 04. El índice IRMR se define como: IRMR = P(BS) + P(JS) + P(JC) 1
(1)
Aquí se considera la versión más reciente del método de Laubscher, que introduce el índice IRMR para evitar confusiones con el índice RMR de Bieniawski (versiones anteriores del método de Laubscher empleaban la misma denominación de Bieniawski, RMR, lo que inducía a confusión).
Figura 04: Diagrama de flujo que ilustra el procedimiento para evaluar los índices IRMR y MRMR de calidad geo-técnica (modificada de Laubscher & Jakubec, 2001). Donde: P(x) BS
es el puntaje asociado al parámetro x. es la resistencia en compresión uniaxial de los bloques de roca que conforman el macizo rocoso; la cual depende de la resistencia de la roca “intacta” (denominada IRS en el método de
Laubscher), y la presencia de vetillas. El puntaje asociado a BS puede variar de 0 (si BS = 0 MPa) a 25 (si BS ≥ 160 MPa). JS
es el espaciamiento de las estructuras abiertas, que incluye una corrección para tomar en cuenta la presencia de uno o dos sets de estructuras selladas (e.g. vetillas) con rellenos de resistencia menor a la de la roca de caja. El puntaje asociado a JS varía de 3 (3 sets de estructuras con un espaciamiento de 0.1 m) a 35 (1 set de estructuras con un espaciamiento de 2 m).
JC
es la condición de las estructuras, definida en términos de su rugosidad a escala intermedia y menor, de la alteración de la roca de caja, y de la potencia y competencia del material de relleno (si lo hay). El puntaje asociado a JC varía de 4 (estructuras planas y pulidas, con rellenos potentes de salbanda y fuerte alteración de la roca de caja) a 40 (estructuras ondulosas en varias direcciones, bien trabadas, sin alteración de la roca de caja y con rellenos de competencia similar a la de la roca de caja).
Cálculos: (1) El puntaje o rating asociado a la resistencia en compresión uniaxial de los bloques de roca que conforman el macizo rocoso, BS, depende de la resistencia en compresión uniaxial de la roca “intacta”, IRS, y de la presencia de vetillas. Este puntaje se calcula de la siguiente forma: (i)
Se determina un valor representativo de IRS: a)
Si el macizo rocoso es homogéneo entonces se considera que IRS es igual al valor característico resultante de los ensayos de laboratorio sobre probetas de roca (o sea IRS = UCS).
b)
Si el macizo rocoso es heterogéneo y presenta zonas de roca más débil; entonces el valor representativo se calcula en función de las resistencias de ambos tipos de roca y los porcentajes de las mismas que conforman el macizo rocoso, utilizando el ábaco de Figura 05.
Figura 05: Nomograma para la determinación de un valor representativo de IRS en el caso de macizos rocosos heterogéneos (Laubscher & Jakubec, 2001). Ejemplo: El macizo rocoso presenta zonas de mayor (UCS = 150 MPa) y menor (UCS = 30 MPa) resistencia a nivel de roca intacta, y las zonas de menor resistencia corresponden al 45% del volumen del macizo rocoso. En términos relativos, la resistencia de la roca débil es igual al 20% de la resistencia de la roca más competente. Luego, desde el punto Y = 45 en el Eje Y de Figura 05, se traza una horizontal hasta intersectar la curva de resistencia relativa igual a 20% y, desde el punto de intersección, se traza una vertical que intersecta el Eje X de Figura 05 en 37, con lo que el valor representativo de IRS es igual al 37% de la resistencia de la roca “intacta” más competente, o sea 55 MPa. (ii)
Se define el valor de BS: a)
Si los bloques de roca que conforman el macizo rocoso NO contienen estructuras menores, entonces BS se calcula ajustando IRS solo por efectos de volumen: BS = 0.8 × IRS
b)
(2)
Si los bloques de roca que conforman el macizo rocoso contienen estructuras menores, entonces BS se calcula ajustando IRS por efectos de volumen y por la presencia de estas estructuras menores: BS = 0.8 × ABS ×IRS
(3)
Donde ABS es un ajuste que considera la frecuencia de estructuras menores y el tipo de relleno de las mismas (se consideran únicamente rellenos más débiles que la roca de caja). Se calcula en base al producto de la frecuencia de fracturas, FF, por el inverso de la dureza, D (según la escala de Moh) de sus rellenos, utilizando la curva de Figura 06. En Tabla 07 se detalla la escala de dureza y sus inversos.
Figura 06: Factor de ajuste para BS en función de la frecuencia de vetillas y la dureza de sus rellenos. Tabla 07: INVERSO DE LA DUREZA DE MATERIALES DE RELLENO DE ESTRUCTURAS MENORES Materiales de Relleno Talco, Molibdenita
Dureza 1
Inverso 1.00
Yeso, Clorita
2
0.50
Calcita, Anhidrita
3
0.33
Fluorita, Calcopirita
4
0.25
Apatita
5
0.20
La escala de dureza se emplea solo hasta el valor 5, porque valores mayores difícilmente resultarán significativos en la práctica (Laubscher & Jakubec, 2001). Ejemplo: Los bloque de roca contienen en promedio 8 vetillas por metro, las cuales tienen rellenos en los que predomina el yeso. La resistencia en compresión uniaxial de la roca intacta es de 100 MPa. En este caso, el producto de la frecuencia de vetillas por el inverso del relleno es igual a 4, lo que se traduce en un coeficiente de ajuste de 0.75 (ver Figura 06), con lo que:
BS = 0.8 × ABS ×IRS = 0.8 ×0.75 ×100 = 60 MPa (iii)
Conocido BS se le asigna el puntaje o rating que le corresponde, utilizando la curva de Figura 07.
Figura 07: Puntaje o rating asociado a BS (Laubscher & Jakubec, 2001). Ejemplo: En el ejemplo anterior BS = 60 MPa, lo que se traduce en un rating de 18 puntos (ver Figura 07). (2) El puntaje o rating asociado al espaciamiento entre estructuras, JS, depende del número de sets estructurales, de la frecuencia de fracturas o estructuras abiertas, y de la presencia de vetillas con rellenos más débiles que la roca. Este puntaje se calcula de la siguiente forma: (i)
Se define el número de sets de estructuras que presenta el macizo rocoso.
(ii)
Se determina el espaciamiento entre estructuras, considerando solamente las estructuras abiertas (o que forman bloques).
(iii) (iv)
Con los resultados de (i) y (ii), se utiliza la Figura 08 para determinar el puntaje o rating asociado a la presencia de estructuras abiertas (o que forman bloques), P0 (JS ). Para considerar el posible efecto la presencia de estructuras con rellenos más débiles que la roca, se utilizan las curvas de Figura 09 para determinar el coeficiente de ajuste AJC, que modifica el rating determinado en (iv).
(v)
Con todo esto, el puntaje o rating asociado a JS queda dado por: P( JS ) = AJC ×P0 ( JS )
(4)
Figura 08: Puntaje o rating asociado al espaciamiento de las estructuras abiertas o que forman bloques (Laubscher & Jakubec, 2001).
Figura 09: Factor de ajuste AJS para modificar el puntaje o rating asociado a JS, de modo de incluir el efecto de la presencia de vetillas o estructuras selladas si las hay (modificada de Laubscher & Jakubec, 2001). Ejemplo: En un macizo rocoso hay 3 sets estructurales, uno de los cuales corresponde a vetillas con rellenos más débiles que la roca. El espaciamiento medio de las estructuras que forman bloques es de 0.5 m, mientras que el espaciamiento de las vetillas es de 0.4 m. El puntaje asociado al espaciamiento de las estructuras que forman bloques, P0 (JS ), es de 20 (ver Figura 08). Para considerar el efecto del set de vetillas se debe incluir un coeficiente de ajuste igual a 0.88 (ver Figura 09), con lo que resulta:
P(JS ) = AJC × P0 (JS ) = 0.88 ×20 = 18 Tabla 08: FACTORES DE AJUSTE PARA EL PUNTAJE ASOCIADO AJC
(3) El puntaje o rating asociado a la condición de las estructuras, JC, depende de la rugosidad a escala intermedia y menor (denominadas respectivamente gran y pequeña escala por Laubscher & Jakubec (2001)), la alteración de la roca de caja, y los tipos y características de los materiales de relleno. Este puntaje se calcula de la siguiente forma: (i)
Si el macizo rocoso presenta un único set de estructuras se utiliza la Tabla 08 para evaluar el ajuste AJC a aplicar. Es muy importante tener presente que no necesariamente se aplican todos los ajustes, ya que algunos se imponen a otros (por ejemplo en el caso de estructuras con rellenos potentes de salbanda arcillosa, no interesa ni la rugosidad ni la alteración de la roca de caja). El puntaje o rating asociado a JC queda entonces dado por:
P( JC) = AJC ×40
(5)
Figura 10: Nomograma para determinar un valor representativo de P(JC) en el caso de macizos que presentan más de un set de estructuras (Laubscher & Jakubec, 2001). Ejemplo: En un macizo rocoso hay un único set de estructuras, que son curvas, escalonadas y lisas, no presentan rellenos y sus rocas de caja no están alteradas. En este caso resulta: P( JC) = AJC ×P0 (JC) = (0.90 ×0.90)×40 = 32 (ii)
Si el macizo rocoso presenta más de un set de estructuras se califican todos los sets, y con el mejor y el peor de ellos se utiliza el ábaco de Figura 10 para obtener un valor “representativo” del puntaje o rating correspondiente a la condición de las estructuras.
Ejemplo: El macizo rocoso presenta varios sets de estructuras. El mejor de ellos tiene un JC tal que su rating es de 36, mientras que para el peor este rating es de 18. Las estructuras peores corresponden al 30% del total de estructuras. En términos relativos, el peor rating es igual al 50% del mejor. Luego, desde el punto Y = 30 en el Eje Y de Figura 7, se traza una horizontal hasta intersectar la curva de rating relativo igual a 50% y, desde el punto de intersección, se traza una vertical que intersecta el Eje X de Figura 7 en 69, con lo que el valor representativo del rating por condición de las estructuras es igual al 69% del mejor rating, o sea 25.
(4) Una vez determinados los puntajes o ratings asociados al espaciamiento entre estructuras, JS, y a la condición de las estructuras, JC, es posible obtener el rating asociado a las estructuras presentes en el macizo rocoso como la suma de ambos. Si a este último se le suma el puntaje o rating asociado a la resistencia de los bloques de roca, se obtiene el puntaje o rating del macizo rocoso in situ, que define el valor del índice IRMR. (5) Una vez determinado el índice IRMR es preciso calcular los ajustes que correspondan a la aplicación que se quiera hacer para definir el valor del índice MRMR. Debe enfatizarse que los ajustes, tanto en su magnitud como en su tipo, dependerán de cada aplicación en particular, y para distintas aplicaciones serán distintos. Los ajustes se calculan de la siguiente forma: (i)
Ajuste por Intemperización: La intemperización afecta la condición de las estructuras y la resistencia de los bloques de roca. La aplicabilidad de este ajuste depende de si el macizo expuesto alcanzará a intemperizarse en el tiempo de exposición. El factor de ajuste por intemperización, AWEATHER, se define como se indica en Tabla 09. Tabla 09 FACTORES DE AJUSTE POR INTEMPERIZACIÓN Tiempo de Intemperización (años)
Grado de Intemperización No Hay Intemperización
0.5 1.00
1 1.00
2 1.00
3 1.00
≥4 1.00
Intemperización Leve
0.88
0.90
0.92
0.94
0.96
Intemperización Moderada
0.82
0.84
0.86
0.88
0.90
Intemperización Intensa
0.70
0.72
0.74
0.76
0.78
Intemperización Total
0.54
0.56
0.58
0.60
0.62
Transformación en Suelo Residual
0.30
0.32
0.34
0.36
0.38
(ii)
Ajuste por Orientación de las Estructuras: El efecto de la orientación de las estructuras depende del número de sets estructurales, de la orientación de estos, y de la condición de las estructuras. El factor de ajuste por efecto de la orientación de las estructuras, AJOINTS, se define como se indica en Tabla 10. Además, de esto Laubscher & Jakubec (2001) indican que: En el caso de que las galerías de la mina subterránea sean intersectadas por zonas de cizalle, deberá considerarse un ajuste en función del ángulo de intersección. Si el ángulo es: 0 0° a 15º entonces el ajuste es 16º a 45º 46º a 75º
0.76 0.84 0.92
El desarrollo de galerías en la dirección del manteo es preferible que el avance en dirección opuesta. En este último caso deberá considerarse un ajuste de 0.90.
Tabla 10: FACTORES DE AJUSTE POR ORIENTACIÓN DE LAS ESTRUCTURAS
(iii)
Ajuste por Esfuerzos Inducidos por la Minería: Esfuerzos de magnitud importante en la dirección normal al plano de las estructuras incrementarán la resistencia del macizo rocoso y disminuirán su hundibilidad. En este caso, el factor de ajuste por este efecto, ASTRESS, será igual a 1.20. Por otra parte, cuando estos esfuerzos actúan con un ángulo pequeño respecto al plano de las estructuras, los mismos facilitan el quiebre del macizo rocoso. En este caso, el factor de ajuste será igual a 0.70. El factor de ajuste por efecto de los esfuerzos inducidos por la minería puede llegar a ser tan bajo como 0.60, o tan alto como 1.20. Su evaluación requiere experiencia y mucho criterio. Probablemente la mejor forma de evaluarlo sea por comparación de la condición del macizo rocoso en sectores “normales” y en sectores donde se tienen concentraciones de esfuerzos (e.g. en la zona de abutment stress). Así, si en la condición “normal” el rating del macizo rocoso es de 60, y en la condición de altos esfuerzos es de 40, entonces el factor de ajuste es igual a la razón entre 40 y 60, o sea 0.67.
(iv)
Ajuste por Tronaduras: Las tronaduras pueden inducir daños en el macizo rocoso, disminuyendo su resistencia. Para considerar este efecto, se utiliza el factor de ajuste ABLAST, el cual puede evaluarse como se indica en Tabla 11. Tabla 11: FACTORES DE AJUSTE POR TRONADURA
(v)
Ajuste por Aguas: La presencia de aguas en las estructuras del macizo rocoso puede llegar a afectar en forma importante la resistencia del macizo. Para considerar este efecto, se utiliza el factor de ajuste AWATER, el cual puede evaluarse como se indica en Tabla 12. En sectores de permafrost, la presencia de hielo puede aumentar la resistencia del terreno; sin embargo, debido al comportamiento tipo creep del hielo, este incremento de resistencia puede disminuir con el tiempo. En este caso, se puede considerar un factor de ajuste en el rango de 1.00 a 1.20, pero el mismo debe aplicarse con criterio. Tabla 12: FACTORES DE AJUSTE POR AGUAS
(6) Calculados los factores de ajuste, evaluados independientemente para cada aplicación que se pretenda hacer, el índice MRMR puede calcularse como: MRMR = IRMR × Factores de Ajuste
(6)
Todo lo anterior permite calcular el valor de los índices IRMR y MRMR, lo que define la calidad geotécnica de los macizos rocosos en una escala que varía desde 0 a 100, y considera 5 clases: Macizos de calidad: Muy Mala (Clase 5, Color Pardo, 0 ≤ IRMR o MRMR ≤ 20) Macizos de calidad: Mala (Clase 4, Color Rojo, 20 < IRMR o MRMR ≤ 40) Macizos de calidad: Regular (Clase 3, Color Amarillo, 40 < IRMR o MRMR ≤ 60) Macizos de calidad: Buena (Clase 2, Color Verde, 60 < IRMR o MRMR ≤ 80) Macizos de calidad: Muy Buena (Clase 1, Color Azul, 80 < IRMR o MRMR ≤ 100). Respecto a la precisión de la calificación del macizo rocoso mediante el índice IRMR, puede considerarse lo siguiente: Calidad Muy Buena: Calidad Buena: Calidad Regular: Calidad Mala: Calidad Muy Mala:
80 ≤ IRMR < 100 60 ≤ IRMR < 80 40 ≤ IRMR < 60 20 ≤ IRMR < 40 0 ≤ IRMR < 20
→ → → → →
IRMR ≈ ± 5 IRMR ≈ ± 5 IRMR ≈ ± 5 IRMR ≈ ± 6 IRMR ≈ ± 8
Comentarios Finales: Para incorporar el posible efecto de eventuales estructuras mayores y del estado tensional a una escala mayor, Laubscher & Jakubec (2001) sugieren usar los valores que se reseñan en Tabla 13 para evaluar un “rating a gran escala”. Para esto, la resistencia del macizo rocoso, RMS, se define como:
Donde IRMR es el rating del macizo rocoso in situ, P(BS) es el rating asociado a BS, y BS es la resistencia de los bloques de roca. En base a este “rating a gran escala”, LSRMR, Laubscher & Jakubec (2001) sugieren modificar el radio hidráulico requerido para el inicio del caving según una variación lineal, de +10% cuando LSRMR = 0, a -10% cuando LSRMR = 100. Respecto al uso de los índices IRMR y MRMR para caracterizar geotécnicamente el macizo rocoso, es conveniente indicar lo siguiente: (a)
Las tablas para calcular los puntajes asociados a los distintos parámetros que emplea el método han cambiado varias veces desde la introducción del método en 1975. Por lo que es muy importante el indicar que versión del método se está utilizando (considerando los fuertes cambios introducidos recientemente, se recomienda utilizar la versión de Laubscher & Jakubec (2000,01)).
(b)
Si bien muchas veces los testigos seleccionados para evaluar IRS corresponden a los más competentes y no necesariamente representan la resistencia “típica” de la roca “intacta”, el método incluye un ábaco empírico para obtener un valor “representativo” si se conocen los porcentajes de roca resistente y de roca débil; sin embargo, este ábaco debe utilizarse con criterio y precaución.
(c)
La resistencia del bloque de roca, BS, incluye un ajuste para considerar la presencia de vetillas en términos de su frecuencia y la dureza de sus rellenos. Este ajuste debe hacerse con criterio y precaución, ya que en la mayoría de los casos las vetillas presentarán más de un tipo de relleno.
(d)
Al evaluar la condición de las estructuras debe considerarse el set de estructuras más desfavorablemente orientado (respecto a la fuerza perturbadora). Si no está claro cuál es el set más desfavorablemente orientado debe entonces considerarse el set de estructuras que presenta la peor condición.
Tabla 13: EFECTO DE LA PRESENCIA DE ESTRUCTURAS MAYORES Y DEL ESTADO TENSIONAL
(e)
Se debe tener especial cuidado al aplicar los ajustes al índice IRMR para obtener el índice MRMR. De hecho, Laubscher & Jakubec (2001) señalan que: “El procedimiento de ajuste se ha descrito en trabajos anteriores, donde se indicaba que el ajuste no debía exceder dos clases, pero no dejándose claro que un ajuste puede sustituir a otro y que es poco plausible que el ajuste total sea igual a la multiplicatoria de todos los ajustes. Por ejemplo, un ajuste por mala tronadura sería aplicable en un sector de bajos esfuerzos, pero en un sector de altas concentraciones de esfuerzos el daño inducido por éstas excedería al inducido por la tronadura, y el único ajuste sería el asociado a la concentración de esfuerzos. El MRMR para una evaluación de hundibilidad no debería considerar un ajuste por tronadura, ni tampoco uno por meteorización a menos que el avance de la meteorización sea tan rápido, debido a la presencia de estructuras u otros defectos, que exceda la tasa de propagación del caving. El efecto de la orientación de las estructuras y de los esfuerzos inducidos por la minería corresponde a ajustes que tienden a complementarse entre sí. El propósito de los ajustes es que el geólogo, el ingeniero geomecánico y el ingeniero de planificación ajusten el valor de IRMR de modo tal que el MRMR refleje en forma realista la resistencia2 del macizo rocoso para la condición de minería que se considera.”
2
“Resistencia” en el sentido más amplio de la palabra, por lo que quizás convendría decir “comportamiento”.
14. CONCLUSIONES Clasificación de Laubscher - El sistema de clasificación RMRLB y MRMR de Laubscher, ha estado en uso desde 1974, periodo durante el cual ha sido refinado y aplicado como una herramienta de planificación de numerosas operaciones mineras. -
Es un sistema compresivo y versátil que tiene una amplia aceptación del personal minero.
-
La necesidad de un muestreo preciso no es de mucha consideración.
-
Este espacio para posteriores mejoras, aplicando la experiencia práctica a los cuadros y figuras empíricas.
-
El sistema de diseño del macizo rocoso (DRMS), no ha tenido la misma propaganda pero ha probado ser una herramienta útil en situaciones de planificación difícil y ha sido satisfactoriamente en los modelos matemáticos. Sin embargo, da sugerencias de sostenimiento más conservadores que el RMR y el MRMR.
-
El concepto de ajuste es muy importante ya que fuerza al ingeniero a reconocer lo problemas asociados con las condiciones concretas con las que está tratando.
-
Las recomendaciones de sostenimiento que se proponen en los diferentes sistemas de clasificación de macizos rocosos, son algo conservadoras, por lo que es necesario realizar un análisis en base a la experiencia de los técnicos, para disminuir los costos y no sobredimensionar el sostenimiento.
15. BIBLIOGRAFIA -
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