SOSTENIMIENTO-2014

SOSTENIMIENTO EN MINERIA

Estación Portátil de Prospección Sísmica Smart-Seis S24 de 24 Canales (GEOMETRICS)

INTRODUCCION • La estabilidad de la roca circundante a una excavación simple como un tajeo, una galería, un crucero, una estación de pique, una rampa, etc, depende de los esfuerzos y de las condiciones estructurales de la masa rocosa detrás de los bordes de la abertura.

• Las inestabilidades locales son controladas por los cambios locales en los esfuerzos, por la presencia de rasgos estructurales y por la cantidad de daño causado a la masa rocosa por la voladura. En esta escala local, el sostenimiento es muy importante por que resuelve el problema de la estructura de la masa rocosa y de los esfuerzos, controlando el movimiento y reduciendo la posibilidad de falla en los bordes de la excavación.

El término “sostenimiento” es usado aquí para cubrir los diversos aspectos relacionados con los pernos de roca (de anclaje mecánico, de varillas de fierro corrugado o barras helicoidales ancladas con cemento o con resina, split sets y swellex), cables, malla, cintas de acero (straps), concreto lanzado (shotcrete) simple y con refuerzo de fibras de acero, cimbras de acero, gatas, madera (puntales, paquetes, cuadros y conjuntos de cuadros), relleno y algunas otras técnicas de estabilización de la masa rocosa. Todos estos elementos son utilizados para minimizar las inestabilidades de la roca alrededor de las aberturas mineras

• En masas rocosas masivas o levemente fracturadas con excavaciones bien perfiladas, habrá una mínima necesidad de sostenimiento. En masas rocosas fracturadas o estratificadas con excavaciones bien perfiladas, habrá un incremento en la necesidad de sostenimiento. En masas rocosas intensamente fracturadas y débiles o en zonas de falla o de corte, definitivamente habrá necesidad de planear cuidadosamente el sostenimiento. En condiciones de altos esfuerzos, los cuales inducen fallas en la masa rocosa de las excavaciones, será esencial plantear estrategias especiales de sostenimiento.

Por otro lado, se deberá también tener en cuenta que los requerimientos de sostenimiento de aberturas mineras permanentes como estaciones de piques, rampas, galerías de nivel y otros, son más conservadores que el sostenimiento de una abertura minera normal como típicamente son los tajeos, desde que la seguridad del personal de la mina y de los equipos es de primera consideración en las aberturas permanentes. El sostenimiento en este caso deberá proveer accesos seguros para toda la vida de la mina.

En los tajeos, el rol del sostenimiento y del relleno tiene que ser evaluado en términos de la seguridad y la dilución. En los tajeos por donde el personal tiene que ingresar a la labor, como es el caso del método de minado por corte y relleno, el sostenimiento es requerido tanto para la seguridad como para el control de la dilución.

En los tajeos por donde el personal no debe ingresar a la labor, la función primaria del sostenimiento es el control de la dilución.

Esencialmente, el sostenimiento hace que las piezas o bloques rocosos interactúen y se entrelacen formando una masa rocosa estable alrededor de la excavación. Como en una excavación grande hay más estructura de masa rocosa que en una excavación pequeña, habrá mayor oportunidad de falla en las excavaciones grandes y por tanto mayor necesidad de utilizar el sostenimiento. Es importante que todo el personal de la mina esté en capacidad de reconocer los diferentes tipos de sostenimiento, el por qué de su utilización, los procedimientos de su instalación y darse cuenta cuando es necesario hacer ajustes y cambios en los sistemas de sostenimiento para beneficiar a todo el personal de la mina.

• se entiende por sostenimiento el conjunto de elementos que se colocan a la excavación subterránea con el fin contribuir a su estabilización a: • TUNELES • GALERIAS • TAJEOS • CORTADAS • INCLINADOS

El sostenimiento en minería subterránea es muy importante, ya que por la naturaleza del trabajo toda labor que se hace en el interior de la mina se realiza en epacios vacíos, inestabilizados producto de la rotura de la roca o mineral extraído; para lograr que se mantenga nuevamente estable la zona y en condiciones de trabajarla, la zona debe de redistribuir sus fuerzas, para ello es necesario apoyar inmediatamente con el refuerzo o el sostenimiento adecuado, considerando el tipo de rocas, fallas con relleno, fallas abiertas, etc.

EFICACIA EMPRESARIAL • La eficiencia económica de una empresa depende de: • • • • •

Prevención de riesgos Control ambiental Control de calidad Seguridad e Higiene Ergonomía

JUSTIFICACION • La implementación de un Departamento o Area que involucre el Control de Riesgos, calidad, medio ambiente y seguridad e higiene, se justifica porque la minería es un sector donde se presentan los mas altos índices de accidentes triviales, incapacitantes y fatales, trayendo como consecuencia grandes pérdidas económicas a la empresa. • Según las estadísticas en los últimos seis años han perdido la vida 436 trabajadores, en el Perú: • 1998 = 97 Accidentes fatales • 1999 = 87 “ • 2000 = 54 “ • 2001 = 66 “ • 2002 = 78 “ • 2003 = 54 “ • De los cuales el 40% son a causa de caída de rocas.

• Objetivo:

• Prevenir accidentes y perdidas de vidas humana por caída de roca, estableciendo una metodología de trabajo con la ayuda de la informática. • Meta: • Con la aplicación del sistema de sostenimiento se espera la reducción de los accidentes por caída de rocas ya sean estas triviales, incapacitantes y fatales, y reducir en un 10% los accidentes fatales.

• El trabajo que se debe realizar en el sostenimiento está relacionado con el ajuste tenso-deformacional que se produce en el terreno como consecuencia de la excavación • Para lograr la estabilidad de un túnel o galería ,la zona debe de redistribuir sus fuerzas ,para ello es necesario apoyar inmediatamente con el refuerzo o el sostenimiento adecuado, considerando la litología estructural del macizo rocoso

SISTEMA DE SOSTENIMIENTO

SISTEMAS DE SOSTENIMIENTO TEMPORAL • Los sistemas de sostenimiento temporal sirven para soportar el perímetro de una abertura subterránea desde el inicio de su excavación hasta que se coloca un revestimiento permanente. En algunos casos, los sistemas de sostenimiento temporal pueden utilizarse también como sistemas permanentes, como ocurre con las piezas de hormigón prefabricadas, llamadas dovelas, que colocan las tuneladoras.

Podemos dividir los sistemas de sostenimiento temporal en cuatro categorías: 1.-Sistemas que aplican una presión de confinamiento al suelo circundante – Hormigón proyectado. – Hormigón proyectado con cerchas de malla.

2.-Sistemas que aplican una presión de confinamiento y, al mismo tiempo, funcionan como refuerzo del suelo circundante Este tipo de sistemas comprende varios tipos de bulones de roca, por ejemplo: – Bulones de roca sin cementar, anclados mecánica o químicamente. – Bulones de roca cementados (con resina u hormigón). – Barras de anclaje hincadas.

3.-Sistemas que proporcionan sostenimiento a través de la fuerza bruta – – – – – –

Costillas de acero pesado. Cerchas de malla. Revestimientos de acero. Dovelas de hormigón. Tubos hincados (paraguas de micropilotes). Escudos.

4.-Sistemas que consolidan el suelo para modificar sus propiedades geotécnicas y/o hidrológicas: – Cementación de consolidación. – Aire comprimido. – Congelación.

SISTEMAS DE SOSTENIMIENTO PERMANENTES Los sistemas permanentes sirven para garantizar la estabilidad a largo plazo de la estructura subterránea. • En algunos casos, los sistemas temporales se consideran una opción a largo plazo, con lo cual se convierten en permanentes. Esto es lo que ocurre con las dovelas de hormigón prefabricadas que colocan las tuneladoras o con determinados bulones de roca. • Otros elementos de sostenimiento temporal pueden degradarse con el tiempo (corrosión de bulones de roca de acero, aflojamiento del hormigón proyectado, etc.), por lo cual se descarta su uso a largo plazo.

• En estas ocasiones, el sostenimiento permanente se realiza mediante una cápsula de hormigón fabricada sobre el terreno con encofrados móviles.

• A veces, los sistemas de sostenimiento permanentes desempeñan una función importante. Es lo que ocurre, por ejemplo, en el caso de los túneles de tráfico (que necesitan superficies lisas por motivos de ventilación, visibilidad y estética) o por motivos hidráulicos (superficies lisas con menores pérdidas de carga hidráulica).

METODOS DE SOSTENIMIENTO • SOSTENIMIENTO POR METODO EMPIRICO • SOSTENIMIENTO MEDIANTE CLASIFICACION GEOMECANICA(METODO GEOMECANICO) • SOSTENIMIENTO POR METODOS NUMERICOS

SOSTENIMIENTO POR METODO EMPIRICO • El sostenimiento por método empírico se basa a la experiencia lograda en el sostenimiento de labores mineras subterráneas • Este tipo de sostenimiento se aplica en la actividad minera subterránea a menor escala de producción: – Minería artesanal – Pequeña minería – Mediana minería

SOSTENIMIENTO POR METODO EMPITICO

SOSTENIMIENTO CON MADERAS

La madera es un material muy versátil para realizar trabajos de sostenimiento. VENTAJAS DE LA MADERA: • Es ligera y fácil de manipularla. • Es económica. • Es versátil.

OBJETO DEL SOSTENIMIENTO El sostenimiento con madera tiene por objeto mantener abiertas las labores mineras durante la explotaciòn , compensando el equilibrio inestable de las masas de roca que soporta .

TIPOS DE ETRUCTURA DE MADERA PARA SOSTENIMIENTO: PUNTALES

• REFORZAMIENTO CON SPLITSET Y PERNOS DE ENCLAJE • SPLITSET: Con plantilla. Con malla. • PERNOS DE ANCLAJE: Con resina, con lechada de cemento, con cuñas.

• ARCOS DE ACERO Y CONCRETO ARMADO. • CERCHAS METALICAS: Especiales, de riel. • TUNEL DE LINEA • CONCRETO ARMADO ►MUROS DE CONCRETO ►CONCRETO PROYECTADO

• SOSTENIMIENTO MECANIZADO

• GATAS HIDRAULICAS • ►RELLENO • RELLENO MECANICO (detrítico). • RELLENO HIDRAULICO • ►SOSTENIMIENTO CON PILARES

SELECCIÓN ENTRE REFUERZO Y SOPORTE EVERT HOEK (2004) Existe una confusión entre lo que es un soporte de roca y un refuerzo de roca. Refuerzo de roca generalmente consisten en sistemas de empernado o cables que proveen un refuerzo a la masa rocosa aumentando la resistencia friccional entre bloques que la componen.

Soporte, consistente en cerchas de acero o concreto, shotcrete o cuadros de madera, son diseñados para estabilizar la masa rocosa mediante el control del colapso progresivo o deformación de la misma.

En términos simples se dice que el refuerzo en un sistema “activo” mientras que el soporte es uno “pasivo”.

CLASES DE TERRENO El conocimiento de las diversas clases de terrenos es fundamental para el enmaderador a fin de terminar la necesidad de sostenimiento de las labores . Desde un puntos de vista practico podemos dividir los terrenos en cuatro clases.

1-TERRENO COMPACTO Es el formado por cristales o por particulas bien Cementadas 2- TERRENO FRACTURADO Muestra una serie de planos paralelos de discontinuidades como los planos de estratificacion en la roca sedimentaria

3-TERRENO ARCILLOSO : Constituidos por rocas casi elásticas que se deforman bajo la presión 4- TERRENO SUAVE : El cual esta formado por fragmentos gruesos o finos o una mezcla de ambos tamaños

SOSTENIMIENTO SEGÚN LA CLASE DE TERRENO Terreno compacto : no requiere sostenimiento sino la formación de una buena bóveda auto sostenida . Terreno fracturado : exige solo un sostenimiento ligero, esta clase de terrenos es mas resistente en dirección perpendicular a las rajaduras o planos de discontinuidad que en dirección paralela a los mismos .

Terreno suave : requiere de tipo pesado . En esta clase de terrenos las presiones son mayores cuando mas fino es el tamaño de los fragmentos .

Terreno arcilloso : exige un sostenimiento estremadamente resistente o estructuras flexibles capaces de adaptarse a las presiones que se desarrollan .

TIEMPO DE VIDA DE LA MADERA La madera es el material mas barato que puede utilizarse . En la mayoría de casos es satisfactorio ; desde el punto de vista de su resistencia , pero su corta duración es la característica desfavorable . La duración de la madera en la mina es muy variable , pues depende de las condiciones en que trabaje , por ejemplo: .

- La madera seca ; dura mas . - La madera descortezada , dura mas que aquella que conserve la corteza . - La madera “curada” ( tratada con productos químicos para evitar su descomposición ) dura mas que la que no ha sido tratada . - La madera en una zona bien ventilada dura mas que en una zona húmeda y caliente . PUEDE ESTIMARSE QUE LA MADERA TIENE UNA VIDA QUE FLUCTUA ENTRE UNO OTRE AÑOS

CUADROS DE MADERA Son un tipo de estructura de Sostenimiento de acuerdo al tipo de terreno y a condiciones especiales de cada Mina. Se utilizan en labores horizontales e inclinados. Su dimensión está de acuerdo al diseño de la labor.

TIPOS DE CUADROS CUADROS RECTOS. CUADROS CONICOS . CUADROS COJOS.

CUADRO RECTO Son usados cuando la mayor presión procede del techo, están compuestos por tres piezas, un sombrero y dos postes, asegurados con bloques y cuñas , en donde los postes forman un angulo de 90º con el sombrero.

• CUADRO RECTO

CUADROS CONICOS Son usados cuando la mayor presión procede de los hastíales, la diferencia con los cuadros rectos, solo radica en el hecho de que los cuadros cónicos se reduce la longitud del sombrero , inclinando los postes, del tal manera de formar un Angulo de 78º a 82º, respecto al piso, quedando el cuadrado de forma trapezoidal.

CUADROS CONICOS

CUADRO CONICO: SI LAS PRESIONES DEL TECHO SON IMPORTANTES SE REDUCE LA LONGITUD DEL SOMBRERO

CUADROS COJOS Estos están compuestos por solo un poste y un sombrero, se utilizan en vetas angostas menores de 3 m de potencia, su uso permite ganar espacio de trabajo pueden ser verticales o inclinados ,según el buzamiento de la estructura mineralizada , estos cuadros deben adecuarse a la forma de la excavación para que cada elemento trabaje de acuerdo a las presiones ejercidas por el terreno.

CUADRO COJO

SOSTENIMIENTO DE LABORES HORIZONTALES TIPOS DE ESTRUCTURAS DE SOSTENIMIENTO : Labores horizontales se emplean principalmente , los siguientes tipos : - Cuadros de madera - Cuadros de madera reforzados

SOPORTAN ESFUERZOS COMBINADOS DE COMPRESION Y FLEXION

SOLERA SOMETIDA EN SUS EXTREMOS A ESFUERZO DE COMPRESION PERPENDICULAR A SUS FIBRAS

TERRENOS ARCILLOSOS Y MOLIDOS LA SOLERA TRABAJA LA FLEXION

TERRENO POCO RESISTENTE LAS PRESIONES HACIA EL PISO SON DESIGUALES

SE PRODUCEN ESFUERZOS DE CORTE VERTICAL Y DEBEN SER PERPENDICULAR A SUS FIBRAS.

EN TERRENO POCO RESISTENTE SE USA SOLERA

DESVENTAJAS DE LA MADERA: • ►La resistencia a la flexión, tensión, compresión depende de la estructura fibrosa y de los defectos de la madera.

• ►La humedad ,no es resistente. • ►Los hongos afectan en la humedad con poca ventilación y la madera se pudre. • ►No es conveniente que la madera trabaje a la flexión, mejor trabaja a la compresión paralelo a las fibras.

EL SOSTENIMIENTO DE TÚNELES BASADO EN LAS CLASIFICACIONES GEOMECÁNICAS

INTRODUCCION Se acepta que fue Terzaghi (1946) quien propuso la primera clasificación del terreno orientada a la construcción de túneles. Sus datos provenían de túneles sostenidos fundamentalmente por cerchas metálicas.

• A partir de los años 50 fue generalizándose la utilización del bulonado y el hormigón proyectado en la construcción de túneles para usos civiles. La clasificación de Lauffer de 1958 refleja perfectamente el uso combinado de cerchas, bulonado y hormigón proyectado en la construcción de túneles en roca. • Esta clasificación está, por otra parte, muy vinculada al surgimiento del Nuevo Método Austriaco (NATM) en centroeuropa

GEOLOGIA ESTRUCTURAL Y COMPORTAMIENTO MECÁNICO DE LAS ROCAS.

FUERZA Y ESFUERZO. Las fuerzas que actúan sobre un cuerpo son de dos tipos:

Masivas o de volumen: surgen en el seno del material y son proporcionales a la masa del cuerpo. Se miden en unidad de fuerza/volumen. Ej: gravedad, centrifuga. Superficie o esfuerzo: son las fuerzas que actúan en la superficie del cuerpo. Se miden en fuerza por unidad de superficie.

Se puede descomponer en dos: • Esfuerzo normal (): esfuerzo perpendicular a la superficie. Puede ser de tracción (-) o de compresión (+). • Esfuerzo de cizalla (): es un esfuerzo paralelo a la superficie. • El esfuerzo normal se descompone en las tres direcciones del espacio:

El esfuerzo normal se descompone en las tres direcciones del espacio: 1 > 2 > 3 • Cuando los tres esfuerzos son iguales nos da una esfera, pero lo usual es un elipsoide de esfuerzos. • Al someter la roca a diferentes esfuerzos obtenemos diferentes círculos de Mohr. • El esfuerzo de cizalla máximo se produce cuando  es 45º (en realidad nunca se llega a 45º)

• TRAYECTORIAS DE ESFUERZOS

PUNTOS ISOTROPICOS Son aquellos en los que los esfuerzos principales tienen igual valor, pueden ser positivos (cuando hay entrelazamiento de las trayectorias) y negativos (cuando no). Punto isotrópico positivo y punto isotrópico negativo

ESTADO DE DEFORMACIÓN DE LAS ROCAS.

• Es el desplazamiento a nuevas posiciones de las partículas que constituyen una masa rocosa al estar sometido a esfuerzos.

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DEFORMACIÓN HOMOGÉNEA. El gradiente de desplazamiento es constante. Se caracteriza por: Las líneas rectas permanecen rectas, hasta después de la deformación. Las líneas paralelas se mantienen paralelas. Todas las líneas con la misma dirección poseen e, λ, ψ, γ iguales.

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• DEFORMACIÓN HETEROGÉNEA. El gradiente de desplazamiento no es constante. Se caracteriza por: Las líneas rectas se convierten en cuervas. Las líneas paralelas pierden su paralelismo. Para cualquier línea los valores de e, λ, ψ, γ son diferentes.

COMPORTAMIENTO MECÁNICO DE LAS ROCAS SOMETIDAS A CAMPOS DE ESFUERZOS. • Variación de la deformación en función de la temperatura. A mayor temperatura, mas dúctil y menos frágil es la roca lo que nos indica que a mayor temperatura menos esfuerzo de deformación. Esto es muy dependiente del tipo de la roca. • Variación de la deformación en función de la presión (confinante). A mayor presión, mayor ductilidad. La presión hidrostática (presión de fluidos, poros de las rocas...) hace que la roca se haga mas frágil.

• D. Elástico: si aplicamos un esfuerzo se produce una deformación que es elástica, si al dejar de aplicar el esfuerzo, el objeto vuelve a su forma original. • D. Plástica: al dejar de aplicar el esfuerzo el objeto no recupera su forma original. • P: punto de inflexión de la curva.

– DEFORMACIÓN FRÁGIL. – FALLAS: NOMENCLATURA, CLASIFICACIÓN Y CONCEPTOS BÁSICOS.

• • Fractura: toda rotura en la superficie terrestre. Hay dos tipos: • Fallas: son fracturas en las que se produce desplazamiento de las masas rocosas situadas a ambos lados de la misma. • Diaclasas: son fracturas que no sufren desplazamiento. •

Modelos teóricos de la formación de fallas. • Se observa de forma experimental que las fracturas producidas forman un ángulo menor a 45º con el esfuerzo principal. Los esfuerzos compresivos provocan fracturas de cizalla y de tensión. Esto es observable a escala de la corteza terrestre y de lámina delgada (a todas las escalas).

CLASIFICACIÓN SEGÚN ANDERSON. Fallas normales. Se producen como consecuencia de una distensión.

Fallas inversas. Son consecuencia de esfuerzos compresivos provocando un acortamiento.

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Fallas en dirección. • Movimiento dextrógiro: en el sentido de las agujas del reloj. • Movimiento sinistral: en sentido contrario de las agujas del reloj.

FRACTURAS (JUNTAS O DIACLASAS). Son fracturas sin desplazamiento de los bloques. Tienen forma de pluma con un nervio central. Suelen tener una docena de metros. Las diaclasas suelen ser abiertas en superficie y cerradas en profundidad. CLASIFICACIÓN SEGÚN SU GRADO DE SEPARACIÓN. • Latentes: no son observables a simple vista. • Cerradas: las paredes están en íntimo contacto. • Abiertas: hay un cierto grado de separación.

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CLASIFICACIÓN SEGÚN SU TAMAÑO. Interformacionales: pequeñas, dentro de una capa o formación. Intersectantes: grandes, cortan a varias capas. CLASIFICACIÓN SEGÚN SU GÉNESIS. Tectónicas. Hidráulicas: cuando se forman por alta presión de fluidos. Por descompresión: requieren de la existencia de estructuras preexistentes. Por descarga: Se forman como consecuencia de la erosión de los sedimentos suprayacentes.

DEFORMACIÓN DÚCTIL. PLIEGUES. • Un pliegue es cualquier ondulación de los estratos. Se nombra antiforma cuando los flancos se unen en la parte superior y sinforma cuando los flancos se unen en la parte inferior. Pueden ser: • Anticlinal: antiforma que cumple que en su núcleo están los materiales mas antiguos. • Sinclinal: en el núcleo del pliegue se encuentran los materiales más modernos. Puede darse el caso de un anticlinal sinformal o de un sinclinal antiformal.

CLASIFICACIÓN POR EL ESPESOR DE LOS ESTRATOS.

– Isopacos: tienen espesor constante. – Anisopacos: Un flanco esta adelgazado. • Estirado: ninguna capa esta rota. • Laminado: se rompe alguna capa. • Pliegue-falla: rotura total.

• KNICK-BANDS • Estructuras originadas en rocas con foliación que se definen como zonas de plegamiento tabular resultante del funcionamiento de una pareja de cizallas. Son pequeños (cm-dm). Cuando presentan un desarrollo muy intenso dan lugar a pliegues en acordeón. Se dan en ambientes frágiles o muy frágiles. Se pueden producir por distensión, pero suelen deberse a un acortamiento general. Pueden ser: • Simples: solo una cizalla. • Conjugados: forman un determinado ángulo entre ellos

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VERGENCIA DE UN PLIEGUE. Sentido contrario al buzamiento del plano axial. • ASOCIACIONES DE PLIEGUES. Cuando un conjunto de pliegues, en general, describen una antiforma se le denomina anticlinario y si describen una sinforma se le denomina sinclinario. Son estructuras de grandes dimensiones. Hay dos estilos: Eyectivos: grandes sinclinales y pequeños anticlinales. Deyectivo: pequeños sinclinales y grandes anticlinales.

• ESQUISTOSIDAD. • Es la ordenación mineralogica en determinados planos por la acción de los esfuerzos (plegamientos a altas presiones).La esquistosidad es paralela a los flancos del pliegue, pero corta las charnelas

• TIPOS DE ESQUISTOSIDAD. • Esquistosidad de carga: aparecen asociados a los pliegues de flexofluencia, la arcilla al sufrir presión adquiere una cierta orientación. • Esquistosidad de flujo del plano axial: se da en ambientes más profundos (5-6 Km en zonas orogénicas). Los minerales se orientan paralelamente al plano axial de los pliegues como consecuencia de procesos tectónicos. • Esquistosidad de credulación: se debe a la esquistosidad de una segunda fase de plegamiento (S2). Se llama de credulación cuando existe una 2ª esquistosidad que modifica la anterior, pero que la mantiene visible. Si borra la anterior esquistosidad es esquistosidad de flujo del plano axial.

ESQUISTOSIDAD DE CARGA Y FLUJO

• Esquistosidad de fractura: red de planos de fractura con minerales orientados pero menos intensa que la esquistosidad de flujo • Esquistosidad en lapicero: interacción entre varias esquistosidades. Se suele romper en rombos. • Esquistosidad en abanico: tendencia de las charnelas a formar abanicos.

RECOLECCION DE DATOS GEOLOGICOS El mayor problema que se puede enfrentar es siempre el no previsto,es difícil y peligroso tener que dar la solución a problemas de estabilidad o de agua en forma inesperada. En cambio se puede encontrar una solución si se sabe con anticipación del problema, cambiando la localización o la geometría de la excavación, o instalando soportes o drenes, Aunque sea imposible prever todas las circunstancias geológicas que puedan dar lugar a problemas;

Esto implica que en todo proyecto de excavación subterránea habrá que conceder la cantidad suficiente de recursos (económicos y de trabajo), además del tiempo necesario para los estudios geológicos respectivos. De no ser así, no se tendrá la base adecuada para un buen diseño y por ende los costos elevados que se producirían por los problemas inesperados en las etapas posteriores.

• ESTUDIO DE LA GEOLOGÍA REGIONAL: • La situación geológico estructural que se puede encontrar en cualquier sitio es el producto de la historia geológica de la región. Por lo tanto, el tipo de roca, pliegues, fallas y fracturas en el volumen relativamente reducido, forma parte de un conjunto mucho más importante en el que reflejan los procesos geológicos a que fue sometida la región. También es de importancia que se haga el mayor uso posible de los conocimientos locales (información mediante mineros, trabajadores de canteras, fotografías aéreas, contratistas, aficionados a la geología y las Universidades).

ELABORACIÓN DE MAPAS Y PLANOS DE INGENIERÍA GEOLÓGICA Y GEOTECNICA: • Estos se elaboran según los resultados de los estudios geológicos regionales, que se hacen generalmente en una escala entre 1:1000 y 1:100000. Pero para proporcionar la información que se necesita para el diseño de una excavación subterránea se necesita planos y mapas de 1:1000 y aún 1:100. Además, el tipo de información que se da para estos planos, así como en los registros y notas que lo acompañan, debe permitir una clasificación del macizo rocoso

MAPA TOPOGRÁFICO

MAPA TOPOGRÁFICO Es la representación de una serie de planos horizontales a cotas diversas y con un intervalo constante entre dichos planos, los cuales cortarán a la superficie topográfica según una serie de curvas cerradas más o menos irregulares; estas curvas, que son el lugar geométrico de todos los puntos de la topografía que están a igual cota, reciben el nombre de curvas de nivel, siendo la equidistancia la diferencia de cota entre dos curvas de nivel consecutivas. Las curvas de nivel se proyectan punto a punto sobre el plano de proyección que se sitúa en cota 0 y se obtiene así la representación de la superficie topográfica en planos acotados

ELEMENTOS:

curvas de nivel son líneas en el mapa que unen puntos de igual altitud. equidistancia diferencia de altura entre dos curvas de nivel. tipos de curvas de nivel: Curvas maestras o directoras. Más gruesas y con numeración. Curvas secundarias, más finas y sin números. Escala relación que existe entre las dimensiones representadas en el mapa y las reales

PERFIL TOPOGRAFICO

Dibujar dos ríos •Bordear de rojo la pendiente mayor. •Señalar un collado. •Río más rápido. •Riesgo de desprendimiento

ELEMENTOS PRESENTES EN LOS MAPAS TOPOGRÁFICOS a) LÍNEAS PARALELAS: indican laderas. Si estas líneas están muy juntas la ladera tiene una pendiente abrupta, mientras que si están separadas, se trata de pendientes suaves. b) CÍRCULOS (de contorno más o menos regular): indican picos, colinas, montañas en general. También pueden indicar depresiones pero, en este caso, los círculos suelen llevar añadido algún indicativo (sombreado, pequeñas líneas perpendiculares al contorno, etc.) c) UVES: cuando las curvas de nivel dibujan Vs o Us más o menos cerradas (contornos digitados), se trata de valles. En este caso, el vértice de la V señala aguas arriba.

¿CÓMO ES UN MAPA GEOLÓGICO?

Un mapa geológico es un mapa topográfico sobre el que se han dibujado diversos símbolos que indican: •Tipos de rocas de la superficie terrestre •Tipo de contacto entre ellas •Estructuras geológicas •Elementos geomorfológicos

Los SÍMBOLOS empleados en el mapa se reflejan en la LEYENDA •Colores o tramas •Líneas de contactos •Símbolos estructurales •Símbolos geomorfológicos •Cronología

COLORES O TRAMAS Cada COLOR indica una unidad litológica o conjunto de rocas, que tiene una edad determinada, aceptada internacionalmente y fácilmente reconocible en el campo o en foto aérea. Las TRAMAS indican el tipo litológicoLas litologías y edades se expresan también con números y letras

Símbolos utilizados en el mapa geológico:

DIRECCIÓN DE UN PLANO, D: El valor de la dirección puede darse según varias notaciones: Desde el Norte, de 0° a 360° (ejemplos: N74°, N165°, N225°) Desde el Norte 0° a 180° e indicando la dirección hacia la que se mide, Oeste (O) o Este (E) (ejemplos: N37°E, N14°E, N150°O)

BUZAMIENTO DE UN PLANO, ß: Ángulo entre la línea de máxima pendiente en dicho plano (perpendicular a la dirección del plano) y un plano horizontal, medido sobre un plano vertical. Se califica como buzamiento real frente al buzamiento aparente

ESPESOR (POTENCIA) DE UN ESTRATO:

Distancia existente entre el muro y el techo de un estrato medida perpendicularmente a ambos planos. La superficie de afloramiento de un estrato depende del espesor y del buzamiento del mismo, y de la topografía de la zona.

CAPAS HORIZONTALES (ß=0°) Una capa o estrato horizontal será paralelo a los planos que determinan las curvas de nivel, y, por tanto, la intersección del estrato con la topografía, la traza, será paralela a las curvas de nivel.

CAPAS VERTICALES (ß=90°) Independientemente de la superficie topográfica, la intersección del estrato con la topografía quedará siempre representada por dos líneas rectas (techo y muro de la capa) separadas por el espesor del mismo medido perpendicularmente a la capa

CAPAS INCLINADAS (0°<ß<90°) Si los estratos, o cualquier otro plano, poseen un cierto buzamiento, cortarán a la topografía según líneas curvas irregulares que darán proyecciones de líneas curvas irregulares, que determinarán, según sea su trazado, el sentido de buzamiento de los estratos mediante lo que se conoce en cartografía como "Regla de la V*". Buzamiento opuesto a la pendiente:

Buzamiento a favor de la pendiente:

REGLA DE LA V

La "Regla de la V" determina que si el plano inclinado corta con una superficie topográfica de valle, el contacto del plano con el relieve dibuja una "V" cuyo vértice apunta hacia donde buza el estrato. Asimismo, si el plano inclinado corta con una superficie topográfica de loma, el contacto del plano con el relieve dibuja un arco amplio con la parte cóncava situada hacia donde buza el plano.

CAPAS PLEGADAS. INTERSECCIÓN DE LOS PLIEGUES CON LA TOPOGRAFÍA.

Pliegue: Estructura planar curvada que se origina cuando los materiales se deforman dúctilmente, es decir, sin fracturarse. Pliegue anticlinal. Pliegue convexo hacia su parte superior, con los materiales más antiguos en el núcleo. Pliegue sinclinal: Pliegue cóncavo hacia su parte inferior, con los materiales más modernos en el núcleo.

Se representan mediante la línea que representa el eje del pliegue y unos símbolos (normalmente flechas) que nos indican hacia dónde buzan los flancos de la estructura plegada y, por lo tanto, el tipo de pliegue.

Pliegue anticlinal: las flechas divergen desde el eje del pliegue (traza del plano axial) => Pliegue sinclinal: las flechas convergen en el eje del pliegue

Si los flancos del pliegue buzan en el mismo sentido, uno de ellos estará en posición normal (muro en la parte inferior y techo en la superior) y otro en posición invertida (muro en la parte superior y techo en la inferior), con buzamiento invertido. De esta forma se puede diferenciar pliegue anticlinal con flanco invertido (anticlinal tumbado) y pliegue sinclinal con flanco invertido (sinclinal tumbado) y sus símbolos son diferentes

Los pliegues situados en los valles se muestran en el mapa geológico de forma diferente según sean de un tipo u otro. Si la erosión del valle del anticlinal dibuja un núcleo donde aparecen los estratos más antiguos con los contornos (o bordes) cerrados. Sin embargo, la erosión del valle del sinclinal deja aflorar un núcleo carente de estratos más modernos y con contornos abiertos.

Anticlinal

Sinclinal

CAPAS FRACTURADAS. Intersección de las fallas con la topografía Falla. Estructura planar que se origina cuando el material se deforma de manera frágil generándose un plano de rotura. Falla normal. El buzamiento del plano de falla se dirige hacia el bloque hundido. Capas fracturadas. Intersección de las fallas con la topografía

Falla inversa. El buzamiento del plano de falla se dirige hacia el bloque levantado.

Falla en dirección o de desgarre. Sólo desplazamiento en la horizontal.

Tras el levantamiento del bloque, o de forma simultánea, la simple erosión se encarga de igualar el relieve. Por tanto, tras la erosión, el reconocimiento de las fallas en el terreno y, por lo tanto, en el mapa geológico que lo representa, se basa fundamentalmente en la detección del desplazamiento relativo de una o varias capas, o la total desaparición de las mismas, y la repetición asimétrica de las capas (frente a la repetición simétrica en los pliegues).

MAPAS GEOMECANICAS Son aquellas mapas en donde se muestran todas las características geomecanicas de la estructura de la roca MAPEO GEOMECANICO Los Mapeos Geomecánicos se actualizan en forma mensual y se basan en la tabla geomecanica. Estos mapeos nos proporcionan la siguiente información: •Definen el tiempo que la roca soporta sin sostenimiento (tiempo de autosoporte). •Definen el tiempo que la labor debe estar abierta con sostenimiento. •Definen las aberturas máximas. •Definen el tipo de sostenimiento a instalar. •Se ubica las áreas con problemas estructurales dentro del stope

RESPONSABILIDAD DEL DEPARTAMENTO GEOMECANICA (GERENCIA DE GEOMECANICA)

DE

El Departamento de Geomecánica tiene a cargo, principalmente, los siguientes trabajos:

• Realizar el mapeo mensual. • Definir diariamente el sostenimiento a instalar en las labores mineras. • Controlar el sostenimiento en las labores mineras. • Diseño de pilares en stopes. • Realizar estudios geomecánicos para la definición de métodos de minado.

METAS DEL DEPARTAMENTO DE GOMECANICA(CASO ATACOCHA) El departamento de Geomecánica de la Mina Atacocha, fue creado en febrero del 2002, por lo que no se tenía hasta esa fecha ningún tipo de información geomecánica de la mina. Bajo esta premisa se planteó tres objetivos principales a la gerencia: •Modernización e implementación del sistema sostenimiento. •Mejora de los métodos actuales de explotación. •Propuesta de nuevos Métodos de Minado.

de

MODERNIZACIÓN E IMPLEMENTACIÓN DEL SISTEMA DE SOSTENIMIENTO.

Se impulsó el mayor uso de los pernos split set y malla electrosoldada para stopes, e introdujo el uso de pernos helicoidales para labores permanentes. Para inicios del 2003 se iniciaron los trabajos de shotcrete en labores permanentes y en forma eventual en stopes, obteniéndose los primeros resultados a partir del 2003, tal como se aprecia en el cuadro adjunto.

Periodos

Sostenimiento Sostenimien Activo to Pasivo (pernos, (madera) malla, shotcrete)

Numero pernos instalados (promedio mensual)

de Accidentes Incapacitantes/ Fatales por caída de roca (Promedio mensual)

Enero 2000 – Febrero 70 % 2002

30%

2,200

2.0

Febrero 2002 – 30% Diciembre 2002

70%

5,200

1.4

Enero 2003 20% – Diciembre 2003

80%

7,500

0.6

Enero 2004 10% – Mayo 2004

90%

8,000

0.4

5.00 m de alto

4.50 m de ancho

MEJORA DE LOS METODOS ACTUALES DE EXPLOTACION •Mejor control de los pilares y puentes, se hace uso del software CPillar. •Definición de áreas más favorables para ubicación de infraestructura de la mina. PROPUESTA DE NUEVOS MÉTODOS DE MINADO. La propuesta de estos nuevos métodos de minado va acompañada con la definición del tipo de método de explotación, las aberturas máximas a trabajar, el tipo de sostenimiento a instalar, tipo de relleno, etc. Para ellos se dispone del software Phases. Al software Phases se le ingresan las características mecánicas del macizo, el sostenimiento a instalar, la secuencia de minado, dirección y valor de los esfuerzos in situ y el tipo de relleno a utilizar (hidráulico, cementado, mecánico, etc.).

DEFINICIONES GEOMETRICAS Y EVALUACION DE RASGOS ESTRUCTURALES RUMBO (STRIKE): Es el ángulo que forma la recta intersección (entre el plano que representa la discontinuidad y un plano horizontal) con la dirección Norte – Sur.

•BUZAMIENTO (DIP): Es el ángulo formado entre el plano horizontal y la recta de máxima pendiente contenida en el plano de la discontinuidad. Las convenciones usadas se indican a continuación:

FORMAS DE EXPRESAR LA ORIENTACION DE UN PLANO La orientación de un plano puede ser expresada de tres formas diferentes pero equivalentes. Por ejemplo, una capa que buza hacia el suroeste con 40º se puede expresar así: 1. Midiendo el azimut de la dirección del buzamiento: 225º/40º. 2. Midiendo el rumbo de la dirección de capa: ó S45º E/40º SW.

N45º W/40º SW

3. Midiendo el azimut del rumbo de la capa: 315º/40º SW ó 135º/40º SW

REPRESENTACIONES ESTEREOGRAFICAS Uno de los más importantes aspectos del análisis de problemas estructurales es la recolección sistemática y representación de datos geológicos de tal manera que puedan ser fácilmente evaluadas e incorporadas al análisis de estabilidad. La experiencia ha mostrado que las proyecciones esféricas proveen una significativa conveniencia para la representación de datos geológicos aplicables en la geomecanica.

Hay dos tipos de proyecciones a usar que son las proyecciones equiariales, proyección lambert o malla de schmidt y las proyecciones equi angulares, proyecciones estereográficas o falsilla de wulff. (Ver figuras 2 y 3)

La fasilla de WULFF ofrece ciertas ventajas, particularmente cuando es usada en construcciones geométricas; pero ésta produce una distorsión mayor a medida que nos alejamos del centro de la falsilla y no guarda una proporción de áreas como lo hace la malla de SCHMIDT.

ESFUERZOS INSITU • MEDICIONES • APLICACION

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Ingeniería de rocas para la Estabilidad y Seguridad de excavaciones

IMPORTANCIA Y APLICACIÓN DEL IN-PUT DE LAS MEDICIONES DE ESFUERZOS IN SITU, EN EL MODELAMIENTO NUMÉRICO

POR: Ing. Miguel A. Chávez M.

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-INTRODUCCIÓN -PARÁMETROS IN PUT PARA MODELOS GEOMECÁNICOS.

-PROPIEDADES DEL MACIZO ROCOSO. -ESTADO DE ESFUERZOS IN SITU. -MEDICIÓN DE LOS ESFUERZOS IN SITU. -INFLUENCIA DE LOS ESFUERZOS EN LOS MODELOS NUMÉRICOS. -CONCLUSIONES

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INTRODUCCIÓN En la última era, se han desarrollado diversos programas dedicados al desarrollo de la Minería y Obras civiles. Un aporte importante a sido el desarrollo de la metodología de Elementos Finitos el cual introduce al mercado diversos programas que tienen como INPUT parámetros intrínsecos de una estructura, Parámetros del Estado tensional in situ y condiciones de un determinado macizo rocoso, y representan gráficamente el estado primario o modificado de esta en función a los parámetros ingresados (interactúan los datos entre si).

PRINCIPIOS BÁSICO DE APLICACIÓN - PHASES

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ALGUNOS DESARROLLOS

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PERO … “TODO PROGRAMA O SOFTWARE GEOMECÁNICO, SERÁ SOLO UNA APROXIMACIÓN A LO QUE OBTENDREMOS IN SITU”.

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POR LO TANTO … “ES NECESARIO QUE LOS DATOS DE IN PUT SEAN LO MAS REALES POSIBLES, PARA TENER UNA APROXIMACIÓN, LO MAS APROXIMADAMENTE POSIBLE A LA REALIDAD”.

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IN PUT PARA UN MODELAMIENTO GEOMECÁNICO

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PROCEDIMIENTO GENERAL PARA LA EVALUACIÓN MEDIANTE TÉCNICAS NUMÉRICAS EN GEOMECÁNICA

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PROPIEDADES DEL MACIZO ROCOSO

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INSTRUMENTACIÓN PARA LA DETERMINACIÓN DE LA RESISTENCIA DE LA ROCA

EQUIPO DE CARGA PUNTUAL MANUAL

EQUIPO DE CARGA PUNTUAL DIGITAL

MARTILLO DE SCHMIDT Y CUNA PARA ENSAYO DE TESTIGOS DE ROCA

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EJEMPLO DE APLICACIÓN EN MINA SUBTERRÁNEA MARTILLO DE SCHMIDT

DETERMINACIÓN DE LA RESISTENCIA DEL MACIZO ROCOSO (ZONIFICACIÓN) Mina – Casapalca Perú

CUADRO DE CORRELACIÓN: REBOTE vs. RESISTENCIA CONSIDERANDO ANGULO DE ENSAYO Y DENSIDAD DEL MATERIAL ENSAYADO

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EJEMPLO DE APLICACIÓN EN MINA SUBTERRÁNEA MARTILLO DE SCHMIDT Y EQUIPO DE CARGA PUNTUAL

LOGEO GEOMECÁNICO EN SONDEOS DIAMANTINOS Mina Yauliyacu

Zonificación - Resistencia

ZONIFICACIÓN GEOMECÁNICA DE ESTRUCTURAS EN BASE A LA EVALUACIÓN DE LA RESISTENCIA

ENSAYO PARA LA DETERMINACIÓN DE LA RESISTENCIA A LA COMPRESIÓN EN MUESTRAS DE MINA Y/O SONDAJES

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ESTADO DE ESFUERZOS IN SITU

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DEFINICIÓN EL ESTADO TENSIONAL EXISTENTE EN UN PUNTO, ES EL RESULTADO DE LA ACCION DE TODOS LOS PROCESOS GEOLOGICOS QUE HAN ACTUADO EN DICHO PUNTO. A ESTE ESTADO PODEMOS DENOMINARLO :

“ESTADO DE ESFUERZOS VIRGEN, NATURAL O IN SITU”

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ENFOQUE DE LAS MEDICIONES DE ESFUERZOS IN SITU EN EL PERÚ En nuestro País, el aspecto de esfuerzos tectónicos se a tratado en una forma muy somera, por ejemplo, en lo referido al input de Esfuerzos, ha sido trabajar con datos empíricos (copiados de modelos no reales a nuestro medio), utilizados para realizar diseños y modelamientos. Como es lógico, estos datos no son capaces de arrojar situaciones próximas a la realidad insitu del estado tensional de una excavación y su uso es más teórico que un aporte práctico a los requerimientos de una Mina.

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OBJETIVO DE LAS MEDICIONES DE ESFUERZOS EN EL PERÚ k = hmd/v

0

1

2

3

4

Profundidad vajo la superficie z (metros)

0 200 400 600 800 1000 1200

Chile K=1000/H+0.3 K=50/H+0.4

1400 1600

k - Chile

5

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PRINCIPALES TIPOS DE ENSAYOS PARA LA DETERMINACIÓN DE ESFUERZOS IN SITU CATEGORÍA

TIPO DE ENSAYO

Ensayos de Perforaciones de poca profundidad. 5 - 30 mt.

Ensayos realizados en pozos a gran profundidad sobre los 30 metros

Técnicas de Relajación

Ensayo adyacente a la superficie de roca expuesta. 0 - 1 mt.

TIPO DE ROCA

Gato Plano (Flat Jack) Elástica y Viscoelástica Roseta Superficial Elástica Overcoring - Borehole Deformation Gage (BDG) de la U.S. Bureau of Elástica Mines Celda de Deformación Biaxial Elástica Doorstopper Celda de Deformación Triaxial Elástica (CSIRO, LNEC, CSIR) Medidor Fotoelástico Elástica Gato Curvado Elástica Fracturamiento Hidráulico

Elástica y Viscoelástica

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INSTRUMENTACIÓN Y MEDICIÓN DE LOS ESFUERZOS IN SITU

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INSTRUMENTACIÓN PARA LA MEDICIÓN DE ESFUERZOS IN SITU POR EL MÉTODO DEL OVERCORING Mina Poderosa - Perú

SENSOR BOREHOLE DEFORMATION GAGE - BDG Y ACCESORIOS

INSTRUMENTACIÓN GEOTÉCNICA – GEOMECÁNICA EN EXCAVACIONES SUBTERRÁNEAS

PERSONAL CAPACITADO PARA EL TRABAJO DE MEDICIONES

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METODO OVERCORING CON SENSOR BDG DE LA USBM

A) PERFORACIÓN DE 6 ¨ DE DIÁMETRO

A) PERFORACIÓN DE 6 ¨ DE DIÁMETRO

En lo fundamental, los procedimientos a seguir para el Overcoring son según se muestra en las Figuras, y consisten en las siguientes etapas :

B) PERFORACIÓN DE  EX CONCÉNTRICA A LA DE 6 ¨

B) PERFORACIÓN DE  EX CONCÉNTRICA A LA DE 6 ¨

C) UBICACIÓN DEL SENSOR BDG EN LA PERFORACIÓN INTERIOR

C) UBICACIÓN DEL SENSOR BDG EN LA PERFORACIÓN INTERIOR

D) SE SOBREPERFORA CON 6 ¨  Y SE MIDE LA DEFORMACIÓN

D) SE SOBREPERFORA CON 6 ¨  Y SE MIDE LA DEFORMACIÓN

DETERMINACIÓN DEL ESTADO DE ESFUERZOS TECTÓNICOS IN SITU Los cálculos en gabinete son realizados mediante algoritmos computacionales y software desarrollados para este fin, por tal razón la información registrada es sometida a un proceso de selección basado en los siguientes criterios: - Diagnóstico de las curvas de relajación. - Orientación de los esfuerzos principales biaxiales en un plano perpendicular al eje de perforación.

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PRESENTACIÒN DE LOS RESULTADOS ORIENTACIÓN DE ESFUERZOS 3 z

N

2

W

1

S

E

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PRESENTACIÒN DE LOS RESULTADOS

MAGNITUDES DE ESFUERZOS

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¿POR QUE ES NECESARIO LA EVALUACIÓN DEL ESTADO DE ESFUERZOS IN SITU Y COMO INFLUYE EN LA MINERÍA SUBTERRÁNEA?

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ESTADO DE ESFUERZOS

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INFLUENCIA DEL ESTADO ESTRUCTURAL EN LA ESTABILIDAD DE ESTRUCTURAS SUBTERRÁNEAS TECTÓNICA DE PLACAS: INFLUYE EN ORIENTACIÓN, DEFINIDO MEDIANTE EVALUACIONES PUNTUALES

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INFLUENCIA DEL ESTADO ESTRUCTURAL EN LA ESTABILIDAD DE ESTRUCTURAS SUBTERRÁNEAS SÍSMICA GLOBAL: INFLUYE EN LA ACTIVACIÓN Y DESCARGA DE ENERGÍA DE ESFUERZO

ESTA ORIGINA LA DESCARGA DE ENERGÍA EN CIERTOS PUNTOS DE LA CORTEZA “ES LA ACCIÓN CIRCULANTE DE LA ENERGÍA QUE SE LIBERA DE LA TECTÓNICA Y OTROS PARÁMETROS DINÁMICOS LOCALES”

ROCKBURST

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INFLUENCIA DEL ESTADO ESTRUCTURAL EN LA ESTABILIDAD DE ESTRUCTURAS SUBTERRÁNEAS ESTRUCTURAS GEOLÓGICAS: INFLUYEN EN EL CAMBIO DE ORIENTACIÓN Y DISTURBANCIA DE ESFUERZOS

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INFLUENCIA DE LA ORIENTACIÓN DE ESFUERZOS EN LA ESTABILIDAD DE ESTRUCTURAS SUBTERRÁNEAS CON ORIENTACIÓN DE ESFUERZOS CLÁSICAMENTE UTILIZADOS (NO VÁLIDO)

ESTUDIOS REALIZADOS (et al. M. Chávez, GLSA), HAN DEMOSTRADO QUE VARIACIONES DE MAS DE 10º, YA TRAEN RESPUESTAS DIFERENTES ENTRE MODELOS

CON ORIENTACIÓN DE ESFUERZOS EVALUADOS (VÁLIDO)

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INFLUENCIA DE LA GEOMETRÍA DE LAS EXCAVACIONES EN LA ESTABILIDAD DE ESTRUCTURAS SUBTERRÁNEAS

ESTUDIOS REALIZADOS (et al. M. Chávez, GLSA), HAN DEMOSTRADO TAMBIÉN QUE: NO CONSIDERAR LA VERDADERA GEOMETRÍA DE LAS EXCAVACIONES TRAEN CONSIGO DIFERENTES RESULTADOS DE INTERPRETACIÓN. A ALTOS ESFUERZOS ES A VECES FAVORABLE EL USO DE EXCAVACIONES SEMI CUADRADAS.

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INFLUENCIA DE LA ORIENTACIÓN DE LAS EXCAVACIONES EN LA ESTABILIDAD DE ESTRUCTURAS SUBTERRÁNEAS

z = 9.18 Mpa

z = 9.18 Mpa

x = 8.97 Mpa

y = 21.30 Mpa

SECCION 1

SECCION 2

ESTUDIOS REALIZADOS (et al. M. Chávez, GLSA), HAN DEMOSTRADO TAMBIÉN QUE: ES NECESARIO EL CONOCIMIENTO DEL ESTADO DE ESFUERZOS IN SITU, PARA MODELAR SECCIONES EN UN MISMO NIVEL. LAS VARIACIONES SEGÚN SEA EL CASO, ES CONSIDERABLEMENTE DIFERENTE.

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CONCLUSIONES

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La continua profundización minera en nuestro País y su necesaria optimización a través de la búsqueda de adecuados diseños mineros, hacen surgir la necesidad de iniciar la investigación de los esfuerzos presentes en el subsuelo rocoso, para utilizarlas como un argumento más en la optimización de los diseños mineros, de modo de proyectar las configuraciones geométricas de tal manera de usufructuar de estos patrones tectónicos. Naturalmente, esta alternativa de OPTIMIZACIÓN solo puede conseguirse a través de un adecuado conocimiento en magnitud y orientación de los esfuerzos tectónicos presentes, para lo cual es necesario realizar mediciones directas in-situ.

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-El conocimiento del estado de esfuerzos tectónicos constituye uno de los parámetros de mayor importancia en el diseño, la estabilidad y seguridad de la infraestructura de cualquier excavación subterránea. -Por los problemas actuales de estabilidad de las excavaciones Mineras en nuestro País, se JUSTIFICA plenamente la necesidad de investigar los esfuerzos presentes.

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AVANCES PARA UNA LEY TECTONICA PARA EL PERÚ 0.0

0.5

1.0

1.5

2.0

2.5

3.0

Profundidad vajo la superficie z (m)

0

500

Australia EE.UU Escandinavia Africa del Sur Otras Reg. Canadá Chile E. Máximo E. Mínimo Perú E. Medio NORTE CENTRO SUR Shorey (1994)

1000

1500

2000

2500

3000 k = Esf. Horizontal medio(  hmed.)/ Esf. Vertical (  z)

3.5

EL SOSTENIMIENTO DE TÚNELES BASADO EN LAS CLASIFICACIONES GEOMECÁNICAS • CLASIFICACIONES GEOMECANICAS ANTIGUAS • CLASIFICACIONES GEOMECANICAS MODERNAS

EL SOSTENIMIENTO DE TÚNELES BASADO EN LAS CLASIFICACIONES GEOMECÁNICAS • CLASIFICACIONES GEOMECANICAS ANTIGUAS • Se acepta que fue Terzaghi (1946) quien propuso la primera clasificación del terreno orientada a la construcción de túneles. Sus datos provenían de túneles sostenidos fundamentalmente por cerchas metálicas. A partir de los años 50 fue generalizándose la utilización del bulonado y el hormigón proyectado en la construcción de túneles para usos civiles. La clasificación de Lauffer de 1958 refleja perfectamente el uso combinado de cerchas, bulonado y hormigón proyectado en la construcción de túneles en roca. Esta clasificación está, por otra parte, muy vinculada al surgimiento del Nuevo Método Austriaco (NATM) en centroeuropa

• Su utilización requiere, sin embargo, la experiencia directa en obra y es poco práctica en las fases de proyecto y anteproyecto. • Las que podemos denominar clasificaciones modernas (Sistema RMR (Bieniawski) y Q (Barton)) intentan un mayor grado de objetividad. Se trata en los dos casos de combinar atributos del macizo rocoso (de tipo geológico, geométrico y tensional) en un número único relacionado con la calidad global de la roca. A su vez, este número permite, a través de la experiencia recogida en su utilización en casos reales, la definición de un sostenimiento del túnel y la estimación de otros parámetros o datos de interés (resistencia del macizo rocoso, tiempo de estabilidad de una excavación no sostenida

• Las clasificaciones geomecánicas están adaptadas a los macizos rocosos (como contraposición a los suelos). La transición suelo-roca es siempre difusa. El término "roca blanda", bastante generalizado, define esta transición. La resistencia a compresión simple, qu de la roca intacta proporciona un criterio, utilizado por muchos autores, para clasificar la roca (Fig.1). Los criterios son dispares pero en general se acepta que resistencias inferiores a 1 MPa son ya típicas de los suelos.

• En este capítulo se describen las clasificaciones "antiguas", las que podemos denominar "modernas", se exponen las recomendaciones de todas ellas para el sostenimiento de túneles y se mencionan las críticas que han recibido. A lo largo del tiempo, alguna de estas clasificaciones ha recibido pequeños cambios en algún aspecto. Las descripciones y tablas que aquí se recogen corresponden aproximadamente a las versiones en uso a finales de los 80. Las clasificaciones de Bieniawski (RMR) y Barton (Q) son de los años 1973 y 1974 respectivamente y el resto fueron propuestas en fechas anteriores. • Ingeniería

CLASIFICACIONES ANTIGUAS TERZAGHI (1946) • Terzaghi clasifica el terreno en diez categorías y proporciona la "carga de roca" o tensión vertical que soportarían las cerchas de sostenimiento de un túnel construido por procedimientos tradicionales. Refleja la práctica habitual de los años 1930-1970 en Norteamérica. Los conceptos de Terzaghi en relación con el comportamiento del terreno están sintetizados en la Fig. 2. La clasificación original fue modificada por Deere et al (1970) y se recoge en la Fig. 3. • Crítica: Inadecuada cuando se utilizan las técnicas modernas de construcción de túneles en roca que hacen uso intensivo de hormigón proyectado y bulonado. La clasificación de la roca es poco objetivable

LAUFFER Basó su clasificación en los trabajos de la "Escuela Austriaca" que condujeron a la introducción del NATM. Introdujo el concepto de tiempo de estabilidad de la excavación para una luz o dimensión libre sin sostener. Es la relación entre ambas variables (luz libre y tiempo de estabilidad) la que permite establecer siete categorías de roca (Fig.4).

Tiempo de estabilidad de la excavación VS longitud libre

La roca no se clasifica a partir de datos geológicos o geotécnicos sino a partir de su respuesta frente a la construcción de una excavación subterránea. Requiere, pues, experiencia previa o datos de la propia excavación. A partir de esta clasificación, Rabcewicz y Müller sintetizaron los métodos de excavación y sostenimiento de acuerdo con su experiencia en la aplicación del NATM. (Fig. 5). Crítica: La clasificación no responde a datos objetivos de los macizos rocosos.

DEERE ET AL (1967) A partir de la definición del índice de calidad de roca RQD propuesto por Deere en1964, se propone una simple clasificación de la calidad de la roca en 5 categorías. La definición de RQD, la clasificación de la roca, la relación entre el "Factor de Carga" deTerzaghi y RQD (propuesta por Cording et al, 1972) y la propuesta de Merrit (1972) para decidir el tipo de sostenimiento en función del RQD aparecen en la Fig. 6.

Deere et al (1970) hicieron una serie de recomendaciones para el sostenimiento de túneles en función del RQD (Fig. 7). La novedad de esta propuesta es que introducen como método alternativo al tradicional (explosivos) la utilización de máquinas tuneladoras o topos (TBM).

Crítica: El índice RQD forma parte de otros sistemas más elaborados de clasificación (RMR, Q) pero en sí mismo es insuficiente para describir el macizo rocoso. No tiene en cuenta, por ejemplo, la influencia del relleno de juntas, ni su orientación, ni la presencia de agua o su presión. Por otra parte, en "rocas blandas" masivas el RQD puede aproximarse a 100, aunque la calidad de la roca sea mediocre de cara a la construcción de túneles.

RSR (Rock Structure Ratio) (Wickham, Tiedemann and Skinner, 1972)

La propuesta del índice RSR en 1972 fue un avance importante en la clasificación de macizos rocosos. Por primera vez se construía un índice a partir de datos cuantitativos de la roca. Era pues, un sistema completo con menos influencia de aspectos subjetivos.Se calculaba sumando tres contribuciones (A, B y C) relacionados con aspectos

Crítica: Sesgado hacia el sostenimiento mediante cerchas. Pero fue un trabajo pionero similar al desarrollo posteriormente en relación con los sistemas RMR y Q.

CLASIFICACIONES MODERNAS Sistema RMR (Bieniawski 1973, 1989) En este sistema el índice RMR se obtiene como suma de cinco números que son a su vez función de:

1.- la resistencia a compresión simple de la roca matriz 2.- RQD 3.- espaciamiento de las discontinuidades 4.- condición de las discontinuidades 5.- condición del agua 6.- orientación de las discontinuidades

A partir del índice RMR es posible obtener: 1. Una idea del tiempo de estabilidad de excavaciones sin soporte (Fig.12). 2. Unas recomendaciones para el sostenimiento en túneles de forma de arco de herradura 10 m de ancho, construidos por el sistema convencional (voladura) siempre que la presión vertical sea inferior a 25 MPa (250 kg/cm2) equivalente a un recubrimiento de 100 m y asumiendo una γ = 2.7 T/m3 ; σV = 27 kg/cm2 (Fig.13). 3. Correlaciones con otras propiedades del macizo rocoso. Algunas correlaciones ya formaban parte de la clasificación original (Fig. 10).

Crítica: Se han señalado los siguientes aspectos (Kirsten, 1988): •De forma natural, el sistema de cálculo (suma de contribuciones de rango limitado) tiende a favorecer los índices medios de calidad. •Cambios radicales en un sólo parámetro (que pueden afectar de forma significativa a la respuesta del macizo rocoso, como sería el caso de la resistencia de las discontinuidades) afecta poco al índice global, debido, de nuevo, a la estructura del índice como suma de contribuciones. •El espaciamiento entre juntas parece sobrevalorado (aparece dos veces: de forma explícita e indirectamente en el RQD). •El sostenimiento que se propone es el definitivo. Bajo la filosofía del NATM es necesario, en ocasiones, considerar sostenimientos primarios y secundarios que no están definidos. Más adelante se comparan entre sí los sistemas RMR y Q.

EVALUACIÓN GEOMECÁNICA CARACTERIZACION DE MACIZO ROCOSO U.S. National Comité on Rock Mechanics en 1974, define la mecánica de rocas como ciencia teórica y aplicada al comportamiento mecánico de la roca y de los macizos rocosos, esto es, aquella rama de la mecánica que trata con la respuesta de la roca y de los macizos rocosos al campo de fuerzas de su entorno físico. Esta disciplina distinta y coherente, su integración practica efectiva demanda su integración filosófica con otras áreas que trata con la respuesta mecánica de todos los materiales geológicos; todo esto en conjunto es lo se denomina la "geomecánica".

Los trabajos de investigación en la que se refiere diseño en estructuras rocosas deberán necesariamente tener su punto de partida en un estudio detallado de mecánica de rocas. Si bien la mecánica de rocas no resuelve innumerables problemas en la minería subterránea, si no que aumenta la eficiencia de los trabajos mineros. Para evaluar y recolectar los datos de ingeniería geológica se ha considerado las aproximaciones estandarizados de la Sociedad Geológica de Londres (Anón, 1977) y Sociedad Internacional de Mecánica de Rocas (ISRM, 1978).

EVALUACIÓN DE DATOS DE INGENIERÍA GEOLÓGICA Según Hoek (1997), el macizo rocoso es raramente continuo, homogéneo e isotrópico; está siempre intersectada por una variedad de discontinuidades como fallas, juntas, planos de estratificación y otros. Entonces está claro, el comportamiento del macizo rocoso en excavaciones subterráneas depende de las características de la roca intacta y como de las discontinuidades. La evaluación desde punto de vista ingeniería geológica comprende en identificar los tipo litológicos, mapeo de las principales discontinuidades, identificación de los principales sistemas de juntas, levantamiento de registro de discontinuidades y evaluación de la naturaleza intrínseca de las discontinuidades.

MAPEO GEOLÓGICO – GEOTÉCNICO El mapeo geológico consistió en identificar las unidades litológicas y cartografiar a detalle las principales discontinuidades en un plano rebatido de proyección axiométrica a escala 1:100. Las juntas o diaclasas y fallas han sido orientadas con la ayuda de brújula (rumbo y buzamiento) y las características intrínsecas fueron evaluadas con los lineamientos recomendados por el ISRM (1978). Los datos tomados en el campo estarán presentados en los Planos

El mapeo geológico y geotécnico facilita dividir al macizo rocoso en varias regiones que se diferencian por tener características diferentes y que son llamados "Dominios Estructurales". Cada región se caracteriza por tener una cierta homogeneidad litoestructural y generalmente coinciden con algún rasgo estructural principal como una falla, cambio de tipo de roca, cambios significativos en el espaciamiento o características de las discontinuidades, etc. Dentro de un mismo tipo de roca el macizo rocoso se divide en un número de pequeñas regiones estructurales, debido la intensidad de fracturamiento.

DISCONTINUIDADES APLICACIÓN PRACTICA DATOS DE CAMPO

HUARAZ NOVIEMBRE 2008 M. Sc. Ing. Porfirio Poma Rique

Su variedad es enorme

Son los materiales más viejos y complejos

Propiedades muy variables en el tiempo y en el espacio

¿ROCAS Y SUELOS?

Son difíciles de describir, definir y de medir

CONTENIDO Generalidades

Interacción de los parámetros geotécnicos de las discontinuidades

Caracterización de la masa rocosa

Software Rocdata

• Dar a conocer: la identificación y análisis de los parámetros de las discontinuidades geológicas, con fines de caracterizar en forma rápida y OBJETIVOS sencilla a un macizo rocoso.

• Con la caracterización de la masa rocosa se puede iniciar de manera racional, técnica y económica todos los procesos unitarios de las OBJETIVOS operaciones de minado

INFORMACIÓN GEOMECÁNICA * Muestreo de datos •Compatibilizar características de la roca con las excavaciones

Macizos rocosos con matriz resistente y fracturados: amerita clasificación de las discontinuidades

Macizos rocosos incompetentes: Amerita una clasificación Geotécnica de la masa rocosa

Inestabilidad de aberturas por debilitamiento de la resistencia de las discontinuidades

MACIZO ROCOSO MOSTRANDO LOS SETS DE DISCONTINUIDADES

SET 2

S E T 3 S

1 T E

Levantamiento geológico detallado de las discontinuidades

INESTABILIDAD POR DEBILITAMIENTO DE DISCONTINUIDADES

Si se mejoran la estabilidad: Diseño con refuerzo local Relacionar orientaciones de las discontinuidades con los de las aberturas

No se mejoran la estabilidad: Usos de refuerzos sistemáticos

INFLUENCIA DE LA ORIENTACION DE LAS DICONTIUNIDADES CON RESPECTO A LA ORIENTACION DEL TUNEL 2

3

BLOQUE CRITICO

TUNEL 1

BLOQUES INESTABLES

1

2

TUNEL

ORIENTACIÓN DE LAS DISCONTINUIDADES CON RESPECTO A LA ORIENTACIÓN DE LA ABERTURA SUBTERRÁNEA

ORIENTACIÓN DESFAVORABLE MENOS ESTABLE

ORIENTACIÓN FAVORABLE MAYOR ESTABILIDAD

MEDIO ROCOSO

ESPACIO VACÍO

KB = KEY BLOCK

JB = JOINT BLOCK

PROPIEDADES GEOMÉTRICAS

•ORIENTACIÓN •ESPACIADO •PERSISTENCIA

•NUMERO DE FAMILIAS

PROPIEDADES GEOMECÁNICAS

•RUGOSIDAD •RESISTENCIA AL CORTE •ABERTURA •RELLENO •FLUJO DE AGUA

TAMAÑO, Y FRACTURACIÓN (RQD)

Determinado por

NÚMERO DE FAMILIAS

PERSISTENCIA

ESPACIAMIENTO

MACIZO ROCOSO POCO FRACTURADO

FORMA DE BLOQUES ROCOSOS

Resultado de

ESPACIAMIENTO PROMEDIO DE DISCONTINUIDADES

ORIENTACIÓN MEDIA DE LAS DISCONTINUIDADES

FORMA BLOQUES ROCOSOS

ESTABILIDAD DE LA EXCAVACIÓN SUBTERRÁNEA

Lo definen

ORIENTACIÓN MEDIA DE LAS DISCONTINUID.

TAMAÑO DE LA ABERTURA SUBTERRÁNEA

ORIENTACIÓN MEDIA DE LAS SUPERFICIE DE EXCAVACIÓN

RESISTENCIA AL CORTE Y DEFORMACIÓN EN LOS PLANOS DE DISCONTINUIDADES

Controlado por

RUGOSIDAD

ABERTURA

RELLENO

AGUA

1°

GSI

Parámetros de las discontinuidades

(RMR)

CARACTERIZACIÓN DEL MACIZO ROCOSO

Resistencia compresiva 2° Parámetros de la roca intacta

Valor de mi

DATOS DEL MUESTREO GEOTÉCNICO DE LAS DISCONTINUIDADES (303)

(34)

CLASIFICACIÓN DE MACIZO ROCOSO • El comportamiento de probetas en laboratorio es muy distinto al comportamiento del macizo rocoso, producto de las discontinuidades y planos de debilidad

• Es necesario estimar el comportamiento del macizo rocoso a partir de mediciones de laboratorio y observaciones de la roca • Sistemas de clasificación de macizos rocosos

Proceso de Escalamiento Resistencia del Macizo Rocoso?

UCS Lab

Caracterización del Macizo Rocoso

El Primer Intento Terzaghi (1946) • Roca Intacta – No posee estructuras ni fallas

• Roca Estratificada – Contiene una estructura con baja resistencia al corte y tracción

• Moderadamente fracturado – Las estructuras se encuentran cerradas y no se aprecia desprendimiento entre los bloques

•

Bloques – Los fragmentos se encuentran abiertos y no existe resistencia a la tracción

• Totalmente fracturado

PROBLEMAS DE ESTABILIDAD DISCONTINUIDADES

Influencia de las Discontinuidades en la estabilidad de un túnel

Sobreescavación producida en un túnel de trasvase ESTRATIFICACION HORIZONTAL •Caída de bloques •Roturas por flexión


Influencia de las Discontinuidades en la estabilidad de un túnel

Sobreescavación producida en un túnel de trasvase ESTRATIFICACION INCLINADA

• Caída de cuñas y bloques


Influencia de las Discontinuidades en la estabilidad de un túnel Sobreescavación producida en un túnel de trasvase ESTRATIFICACION VERTICAL-SUBVERTICAL

•Formación de chimeneas •Pandeo de estratos

REPRESENTACION Y ANALISIS DE DISCONTINUIDADES

Representación estereográfica de planos de discontinuidades

Intersección de discontinuidades con la sección

REPRESENTACION Y ANALISIS DE DISCONTINUIDADES

Orientaciones preferentes de discontinuidades

Representación en bloques diagramas

REGISTRO LINEAL DE DISCONTINUIDADES La estabilidad de excavaciones subterráneas en roca está casi siempre controlada por las discontinuidades naturales presentes en la masa rocosa. Una discontinuidad define cualquier plano, ya sea esta, una junta, un plano de cizalla, una falla, un contacto litológico, etc., que casi siempre son relativamente mas débiles que la roca intacta. Registrar las discontinuidades mediante las técnicas conocidas, provee una base de datos cuantitativas y una descripción estadística del macizo rocoso. Esta información es necesaria para entender los mecanismos y la cinemática de las posibles fallas

• Según Hoek (1997), recomienda siempre que sea posible como mínimo, debe ser tomada cien (100) mediciones de buzamiento y dirección de buzamiento en cada dominio estructural. • Un método comúnmente utilizado para el estudio de discontinuidades es el registro lineal, cuyos datos, es la base para análisis estadístico de discontinuidades que intervienen en la evaluación de la estabilidad subterránea.

TECNICAS DE REGISTRO LINEAL GENERAL • La técnica de registro lineal consiste básicamente en registrar las principales discontinuidades que interceptan a una cinta métrica apoyada sobre la superficie de afloramiento rocoso (hastial del túnel) a una altura de la cintura del hombre. • Las características de discontinuidades son registradas en el formato (registro lineal), en la cual se describen minuciosamente las características intrínsecas de las discontinuidades en el orden siguiente:

• • • • • • • • • •

Distancia a la intersección de las discontinuidades. Dirección de buzamiento o rumbo (DBz ó Rb). Buzamiento (Bz). Longitud de la semi-traza. Tipo de terminación. Tipo de discontinuidad (fallas, estratificación, tensión, corte). Abertura (cerrada, muy cerrada, angosta, abierta y muy abierta). Relleno (limpia, decolorada, arcilla inactiva, arcilla activa). Rugosidad (lisa ó estriada, ligeramente rugosa, medianamente rugosa, rugoso y muy rugoso). Ondulación (plana, poco ondulante y ondulante). Presencia de agua subterránea (seco, solo signos, húmedo, goteo y flujo

REGISTRO LINEAL DE DISCONTINUIDADES

UNÍ VERI DAD NACIONAL DEL ALTIPLANO - PUNO

FORMATO

FACULTAD DE INGEMERIA GEOLÓGICA V METALÚRGICA CARRERA PROFESIONAL DE INGENIERÍA

N°01

GEOLÓGICA

PROYECTO: ESTUDIO GEOMECANICO Y DISEÑO DE SOSTENIMIENTO - MINA QUIRUVILCA SITIO: MINA

REGISTRA

E. MAQUERA R. E.

QUIRUVILCA DOMINIO ESTRUCTURAL: DE-1 PROGRESIVA: 0+000 a 0+033.6

DO:

MAQUERA R.

REVISADO: SETIEMBRE, 2003 5 FECHA: HOJAN": 1 DE

LINEA

N°DL

ORIENTACIÓN DEL

AZIMUT

206°

LONGITUD SEMI

TERMINACIÓN

ABERTURA

RELLENO

RUGOSIDAD

5 1

(m)

S A

C

1

1i

i

A

i

4

|

1 1

1

.A

Ii s

1

}

i

65

195

0.5

3

3

2

3

3

65

200

1.5

3

3

2

3

3

3

0.9

70

55

0,8

3

3

2

4

1.2

60

20

1.6

5

1,5

20

c

1.8

85 40

0.3 330

2 0 . 3

7

2

70

200

4

S

2.15

70

205

3

3

3 3

3

3

3

2.3

80

160

1

10

2.45

55

260

1.2

11

2.5

20

180

2

12

2.5

80

230

1

13

3

75

330

1.2

14

3.3

30

15

0.5

15

3.9

80

60

2

16

4.05

50

175

2

17

4.3

62

190

1.5

18

4.5

50

180

4

19

4.7

10

205

3

20

4.8

65

150

3

21

5.2

40

350

1.2

22

5.7

60

80

0.35

23

6

50

130

1.5

24

6.7

20

300

1.5

2

3

25

7.1

30

150

1

2

3

UERAR.

2

4

3 3

2

3 3

3

2

2

3

2

i

2 1

1

3

2

2

3 4

3

2

2 3

2

1

2

2 3

3 2

2 2

i

3

2

2

1 3

2

1

1

3

2

2

2

2

1

2

3

2

2

2

2

1

2

3

2

2

2

2

1

3 2

3

3

4

2

3

2

3

2

2

1

3

3

2

3

2

2

1

3

3

2

3

2

2

1

3

3

2

3

2

2

1

3 3

i

3

3

2

2

2

2

1

3

i

1 2

i

1

> 3

2 1

2

4

2

2

1

2

1

2 2

I

3

3

2 i

,

4

2 3

i 3

2

2 3

3 2

■

A

0

2

s

4

0.6

HIAT01: E. MAQ

OBSERVACIONES

1 2

1

1

5- Flujo (bajo, medio, alto

A

|

q c

3-1 lanuda

i 1

i

2- Solo signos

:—

1

FOf

AGUA

3- Ondulante

cinta

i

-1

2- Poco ondulante

i

a la derecha de la

i

2

•>

ONDULACIÓN

3- Medianamente rugoso

s

(()")

Dirección de buzamiento

tra/.a por encima o

4- Arcilla expansiva

¡

Longitud de la

Discontinuidad

TIPO

3- Arcilla inacliva

o

(m)

Litología: Descompuesta

- TRAZA

intersección de ia discontinuidad

Decolorada

X

10°

ORIENTAC DE LA DISCONTINUIDAD

Distancia a la

Fresca

3.2x4

2- Muy angosta
116 DISTANCIA

206°

l- Cerrada 0 irnn

6

INCLINACIÓN

EXPOSICIÓN

5- Oíros Indicar

NUIDAD

CONDICIÓN DEL AFLORAMIENTO

DIMENSIONES DE

AFLORAMIENTO

DISCONT]

4- Corte

REGISTRO N"

EVALUACION DE DISCONTINUIDADES • PROYECCION ESTEREOGEAFICA • La proyección estereográfica es un sistema de representación gráfico en el cual se proyecta la superficie de una esfera sobre un plano mediante haces de rectas que pasan por un punto, o foco. El plano de proyección es tangente a la esfera, o paralelo a éste, y el foco es el punto de la esfera diametralmente opuesto al punto de tangencia del plano con la esfera. • La proyección estereográfica es conforme, es decir, conserva la verdadera magnitud de los ángulos en la proyección, de ahí que también se denomine proyección equiangular.

FALSILLA DE WULFF Y SCHMIDT • Para trabajar con la representación estereográfica, se uso la falsilla de Wulf que se obtiene a partir de la proyección de los meridianos y paralelos de la esfera.

ESTEREOGRAMA

DIAGRAMAS DIAGRAMA DE CÍRCULOS MÁXIMOS O DIAGRAMA BETA: • Únicamente se utiliza para la representación de elementos planos. Se obtiene por proyección sobre el plano ecuatorial, del círculo máximo de la superficie plana considerada. Este círculo máximo representa la intersección del plano con la esfera. DIAGRAMA DE POLOS O DIAGRAMA PI: • Cuando las medidas a representar en el diagrama son muy numerosas, la representación mediante círculos máximos puede dificultar la lectura de los resultados en la falsilla, por lo que se suele recurrir a los diagramas de polos o diagramas pi. • En este tipo de diagramas se representan únicamente los polos de los planos o rectas, es decir la intersección de la recta con la esfera en el caso de elementos lineales o la intersección de la normal al plano con la esfera si se trata de elementos planos.

DIAGRAMA ß-DIAGRAMA PI

DIAGRAMA DE DENSIDAD DE POLOS

• La proyección estereográfica de un determinado elemento de la naturaleza, nunca es tan exacta como la de líneas y planos teóricos, ya que presentan irregularidades puntuales, falta de ajuste con la geometría ideal, en muchos casos, y posibles errores de precisión. Esto hace que se produzcan dispersiones que, dependiendo de su magnitud, pueden o no facilitar la interpretación de un polo o un círculo máximo. De ser así y producirse una gran dispersión de datos, será preciso recurrir a un análisis estadístico de una muestra grande de datos con el fin de determinar la dirección y buzamiento predominantes. • Este análisis estadístico no se puede realizar mediante la proyección estereográfica ya que se • producirá una gran concentración de puntos en la parte central del diagrama. Para realizar este análisis se recurre a la proyección equiareal, empleando la falsilla de Schmidt, que nos permite el recuento directo de los polos, calcular su valor estadístico por unidad de superficie y determinar las direcciones y buzamiento predominantes

PROBLEMAS RESUELTOS DE ESTEREOGRAMAS • Dibujar el diagrama beta y Pi correspondientes a los planos siguientes: • a)360º‐30ºE, • b)270º/60º, • c)090º‐24ºS, • d)045º‐56ºSE, • e)horizontal, • f)080º‐90º Diagrama beta resulta

EVALUACION DE DISCONTINUDADES CON SOFTWARE DIPS

CONTORNOS

REPRESENTACION DE PLANOS

DIAGRAMA DE ROSSETE

REGISTRO DE RESUMENES Son registros que muestran resultados de promedios y ponderaciones ***********************

*

* INTERPRETACIÓN

*

*

DE

REGISTROS

LINEALES

Copyright : SVS Ingenieros S.A.

*

* LUGAR : DE-1 (Rampa Negativa - Quiruvilca) * * NUMERO TOTAL DE DISCONTINUIDADES : 116 * CÁLCULOS

SIN PONDERACIÓN

*

NI NORMALIZACIÓN *

***********************

*

Resumen de los Registros Lineales de Campo Donde: ND = No determinado. Registro Lineal

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16

RAMP +

RAMP-

Número de Orientación de Cinta Longitud del Discontinuid Azimut Inclinación Registro ad (m) (°) (°)

DE

Dominios Estructurales Progresiva Litología (0+000)

DE+6 DE+5 DE+4 DE+3 DE+2 DE+1 DE-1 DE-2 DE-3

Andesita tobácea ND Andesita tobácea 0+084 a 0+091.2 Andesita tobácea 0+071 a 0+084 Andesita tobácea 0+051 a 0+071 Andesita tobácea 0+030 a 0+051 Andesita brechaza 0+000 a 0+030 Andesita 0+000 a 0+047 Andesita tobácea 0+047 a 0+095 Andesita Porfirítica 0+095 a 0+135

ND 206° 206° 206° 206° 206° 206° 206° 206°

ND +10° +10° +10° +10° +10° -10° -10° -10°

ND 7.2 13 20 21 30 47 48 40

ND 19 25 57 85 88 116 100 86

DE-4 DE-5 DE-6 DE-7 DE-8 DE-9 DE-10

Andesita tobácea Andesita Andesita tobácea Andesita tobácea Andesita tobácea Andesita tobácea Andesita tobácea

206° 206° 206° 206° 206° 206° 206°

-10° -10° -10° -10° -10° -10° -10°

25 90 25 40 10 85 49

78 127 53 67 36 162 41

0+135 a 0+160 0+160 a 0+250 0+250 a 0+275 0+275 a 0+315 0+315 a 0+325 0+325 a 0+410 0+410 a 0+459

NUMERO DE DISCONTINUIDADES... ORIENT. ESTIMADA DEL PLANO... ÁNGULO DE DISPERSIÓN ORIENTACIÓN PROM. DEL PLANO.. ORIENTACIÓN PROM. DEL POLO... COEFICIENTE DE FISHER ESPAC. PROM., DESV. STD (m) . FRECUENCIA DE DISCONT * TIPO DE TERMINACIÓN - FUERA DE EXPOSICIÓN - EN ROCA INTACTA - EN OTRA DISCONTINUIDAD... * TIPO DE DISCONTINUIDADES - FALLA - ESTRATIFICACIÓN - TENSIÓN - CORTE - OTROS ( ) . . . * SEPARACIÓN DE LA ABERTURA - CERRADA 0 - MUY ANGOSTA < 0.1 mm ... - ANGOSTA 0.1 - 1.0 mm .. - ABIERTA 1.0 - 5.0 mm.. - MUY ABIERTA > 5 mm .... * TIPO DE RELLENO - LIMPIA - DECOLORADA

FAMILIA N° 1 15 79/307 30 75/311 15/131 28.08 1.299/1.199 0.770 1 7 7

FAMILIA N° 2 25 84/215 30 81/211 09/031 18.09 2.132/2.657 0.469

6.7%) 46.7%) 46.7%)

5 8 12

20.0%) 32.0%) 48.0%)

0 0 11 4

0.0%) 0.0%) 73.3%) 26.7%)

6 0 16 3

0

0.0%)

0

24.0%) 0.0%) 64.0%) 12.0%) 0.0%)

4 4 5 2 0

26.7%) 26.7%) 33.3%) 13.3%) 0.0%)

4 7 5 3 6

16.0%) 28.0%) 20.0%) 12.0%) 24.0%)

4 7

26.7%) 46.7%)

2 8

8.0%) 32.0%)

EJEMPLO PRACTICO-MINA QUIOVILCA • ESTACIONES DE EVANTAMIENTO(QUIROVILCA) • Se levanto un total de quince (15) estaciones de registro lineal. Cada registro corresponde a un dominio estructural (Tabla 3.1), abarcando toda el área del estudio. En el Plano 5 (Anexo 5), se muestra la ubicación de los dominios estructurales y en el Anexo 2 se presenta los formatos de cada registro lineal.

Progresiva (m)

N° Reg

Dominio Estructural

Orientación de Cinta Azimut

Inclinación

Longitud (m)

Número de Discontin.

Rampa Positiva 1

0+084 a 0+091

DE+5

206°

+10°

7.2

19

2

0+071 a 0+084

DE+4

206°

+10°

13..

25

3

0+051 a 0+071

DE+3

206°

+10°

20

57

4

0+030 a 0+051

DE+2

206°

+10°

21

85

5

0+000 a 0+030

DE+1

206°

+10°

30

88

Rampa Negativa 6

0+000 a 0+047

DE-1

206°

-10°

47

116

7

0+047 a 0+095

DE-2

206°

-10°

48

100

8

0+095 a 0+135

DE-3

206°

-10°

40

86

9

0+135 a 0+160

DE-4

206°

-10°

25

78

10

0+160 a 0+250

DE-5

206°

-10°

90

127

11

0+250 a 0+275

DE-6

206°

-10°

25

53

12

0+275 a 0+315

DE-7

206°

-10°

40

67

13

0+315 a 0+325

DE-8

206°

-10°

10

36

14

0+325 a 0+410

DE-9

206°

-10°

85

162

15

0+410 a 0+459

DE-10

206°

-10°

49

41

ANALISIS ESTADISTICO GEOESTRUCTURAL DEDISCONTINUIDADES El análisis estadístico geoestructural de discontinuidades se pueden efectuar por dos métodos. • Primero se puede usar el método manual la cual consiste en procesar los datos manualmente y obtener resultados; no es recomendable en caso que numero de discontinuidades superen 100 datos, debido a que frecuentemente se corre el riesgo de cometer errores humanos. • Segundo se efectúa con la ayuda de programas de cómputo; que se usaron en el presente trabajo de investigación, cuyo procedimiento de los métodos se detallan en el ítem 3.1.3.2 y los resultados de análisis estadístico se muestran desde la Tabla 3.2 a la Tabla 3.16.

CASO PRACTICO (QUIROVILCA) ANALISIS ESTADISTICO DE DISCONTINUIDADES

• Una vez elaborado la tabal de registro lineal así como la tabla de resúmenes se efectúa el análisis estadístico de cada de los parámetros establecidos en el desarrollo de la progresisva

PROYECCIÓN ESTEREOGRÁFICA E IDENTIFICACIÓN DE FAMILIAS • La representación gráfica de las discontinuidades resulta más efectiva, usando la técnica de proyección esférica o estereográfica, en la cual un plano es representado en un espacio tridimensional, por un círculo máximo en una proyección bidimensional. • Existen dos tipos de proyecciones estereográficas para generar las redes meridionales y polares que son las de áreas iguales (equiareal) conocidas como la proyección Lambert ó Schmidt y de ángulos iguales (equiangular) conocida como proyección estereográfica de Wulff.

El análisis estereográfico puede ser desarrollado por dos métodos, métodos manuales y métodos en programas en computo. El primer método es efectuado manualmente sobre plantillas de red estereográfica con papel transparente, como describe 6Hoek y Bray (1981) o Hoek y Brown (1980). El segundo método utiliza programas cómputo como el DIPS. No hay diferencia entre ambos métodos, así la elección de cual proyección usar es materia de preferencia personal; es esencial que las dos proyecciones ya sean manuales o computarizadas nunca sean mezcladas. Excavaciones Subterráneas en Roca por Hoek & Brown (Pag.71 al 93) y Rock Slope Engineering por Hoek & Bray (Pág. 37 al 53).

• ANÁLISIS DE LAS LAS DISCONTINUIDADES

CARACTERÍSTICAS

DE

• Con el programa SCANL® (© SVS Ingenieros S.A.), se efectuó el análisis estadístico de las características discontinuidades para cada familia determinada con el programa DIPS. • Con ayuda del programa, es posible determinar las características geomecánicas promedio de cada familia. Los resultados determinados en la rampa se muestran desde la Tabla 3.2 al Tabla 3.16, y en el Anexo 2 se presentan los resultados de análisis estructural en SCANL.

PRINCIPALES SISTEMAS Y CARACTERÍSTICAS GEOMECÁNICAS (DE+5 – RAMPA POSITIVA-CASO PRACTICO Características

Principales Sistema de Discontinuidades

Familia N° 1

Familia N° 2: Aleatoria

63/213

73/194

En otra discontinuidad

Fuera de exposición

Tensión y corte

Corte

Abertura

Muy abierta

Muy abierta

Relleno

Arcilla expansiva

Arcilla expansiva

Rugosidad

Lisa o estriada

Lisa o estriada

Ondulación

Plana

Poco ondulante

Húmedo a goteando

Húmedo a goteando

Orientación (Bz / DBz) Terminación Tipo de discontinuidad

Agua

Principales sistemas y características geomecánicas (DE+4 - Rampa Positiva-CASO PRACTICO-MINA QUIRUVILCA) Características Principales Sistema i de discontinuidades Familia N°2 Orientación (Bz / DBz) Terminación Tipo de discontinuidad

50/197 En roca intacta Corte

Familia N°l: Aleatoria 76/175 Fuera de exposición Tensión

Abertura

Muy angosta

Muy angosta

Relleno

Decolorada

Arcilla expansiva

Rugosidad Ondulación Agua

Medianam. Rugosa

Lisa o estriada

Plana

Poco ondulante

Húmedo

Húmedo

Principales sistemas y características geomecánicas (DE+3 - Rampa Positiva-Caso Práctico Mina quiruvilca) * Los sistemas de juntas no lleva un patrón definido. Características

*Principales Sistema de Discontinuidades Familia N°l: Aleatoria

Orientación (Bz / DBz) Terminación Tipo de discontinuidad Abertura

Relleno Rugosidad Ondulación Agua

85/207 En otra discontinuidad Tensión Muy angosta

Familia N°2: Aleatoria 40/205 En roca intacta Corte Angosta a muy angosta

Limpia

Limpia a decolorada

Lisa

Lig. rugosa

Poco ondulante

Plana

Seco a lig. húmedo

Seco a lig. húmedo

EVALUACION GEOMECANICA DE MACIZO CARACTERIZACION DE MACIZO ROCOSO Las clasificaciones geomecánicas tienen por objeto caracterizar un determinado macizo rocoso en función de una serie de parámetros a los que se les asigna un cierto valor. Por medio de la clasificación se llega a calcular un índice característico de la roca, que permite: Describir numéricamente la calidad del macizo rocoso.

Es una herramienta muy útil en el diseño y construcción de obras subterráneas, pero debe ser usada con cuidado para su correcta aplicación, pues exige conocimientos y experiencia por parte de quien la utiliza. Las clasificaciones pueden ser usadas en la etapa de Proyecto y también durante la Obra.

En la etapa de Proyecto, permiten estimar el sostenimiento necesario en base a las propuestas del autor de cada sistema de clasificación, mientras que durante la Obra, permiten evaluar la calidad del terreno que se va atravesando conforme avanza la excavación del túnel y aplicar el sostenimiento correcto en cada caso

OBJETIVOS • Estimación de la calidad del macizo rocoso y de los parámetros de resistencia. • Definir las necesidades de sostenimientos. • Estimar el tiempo de autosostenimiento. • Evaluar la estabilidad de las excavaciones. • Facilitar la planificación y el diseño de estructuras en roca, proporcionando datos cuantitativos necesarios para la solución real de los problemas de ingeniería.

RMR: Rock Mass Rating (Bieniawski, 1976) Combina 6 factores asignándoles puntajes: 1.

2. 3.

Resistencia a la compresión simple a. Laboratorio b. Ensayo de carga puntual en terreno RQD

4.

Condición de discontinuidades a. Descripción de “aspereza” de la superficie b. Material de relleno

5.

Flujo de agua a. Flujo de agua en excavación subterránea (si está disponible) b. Presión de agua en discontinuidades c. Se mide en lab también

6.

Orientación de discontinuidades a. Depende de aplicación b. No es fácil de determinar i. Mapeo de excavaciones ii. Mapeo de piques

Espaciamiento de discontinuidades (se mide en testigos) a. Se utiliza el sistema más relevante

VALORACION DE PARAMETROS PARA CLASIFICACION DE BIENIAWSKI (R.M.R)

• El sistema de clasificación Rock Mass Rating o sistema RMR fue desarrollado por Z.T. Bieniawski durante los años 1972- 73, y ha sido modificado en 1976 y 1979, en base a más de 300 casos reales de túneles, cavernas, taludes y cimentaciones. Actualmente se usa la edición de 1989, que coincide sustancialmente la con de 1979. Para determinar el índice RMR de calidad de la roca se hace uso de los seis parámetros del terreno siguientes: • • • • • •

La resistencia a compresión simple del material. El RQD (Rock Quality Designation). El espaciamiento de las discontinuidades. El estado de las discontinuidades. La presencia de agua. La orientación de las discontinuidades.

DESCRIPCION DE PARAMETROS GEOMECANICOS PARA VALORACION REPASO

1.-RESISTENCIA COMPRESIVA UNIAXIAL(RCU) RCU= Mpa 2.-NDICE DE CALIDAD DE LAS ROCAS, RQD(MUESTRAS DIAMANTINAS) •

Se basa en la recuperación modificada de un testigo (El porcentaje de la recuperación del testigo de un sondeo).

•

Depende indirectamente del número de fracturas y del grado de la alteración del macizo rocoso.

•

Se cuenta solamente fragmentos iguales o superiores a 100 mm de longitud.

•

El diámetro del testigo tiene que ser igual o superior a 57.4 mm y tiene que ser perforado con un doble tubo de extracción de testigo.

• Formula alternativa (cuando no hay sondeos): • RQD=115-3.3Jv. Para Jv > 4.5 RQD=100 Para Jv < 4.5 • Jv: Número de juntas identificadas en el macizo rocoso por metro cubico

RQD (%) ≤ 25

Calidad de roca Muy mala

25 – 50

Mala

50 – 75

Regular

75 – 90

Buena

90 – 100

Excelente

• RESISTENCIA DE LA ROCA

• Tiene una valoración máxima de 15 puntos, y puede utilizarse como criterio el resultado del ensayo de resistencia a compresión simple o bien el ensayo de carga puntual (Point Load).

RQD: Rock Quality Designation Index (Deere et al., 1967-1989)

• Tiene una valoración máxima de 20 puntos. Se denomina RQD de un cierto tramo de un sondeo a la relación en tanto por ciento entre la suma de las longitudes de los trozos de testigo mayores de 10 cm y la longitud total del sondeo.

RQD: Rock Quality Designation Index (Deere et al., 1967) • RQD: % del testigo intacto de más de dos veces el diámetro del testigo. – A partir de testigos de sondajes de al menos 54.7 mm de diámetro. – RQD es un parámetro direccional. – Fracturas por manejo deben ser ignoradas.

RQD  115  3.3J v Jv

Cuenta de fracturas volumétricas. Número de fracturas por metro sumando todos los sets estructurales.

La clasificación de Deere o del RQD (RQD = Rock Quality Designation) se funda en la cuantificación del grado de fractura de la roca. RQD = ROCK QUALITY DESIGNATION Permite la obtención de un índice, que es un valor cuantitativo que representa el índice de la calidad del macizo rocoso, teniendo en cuenta las características del testigo recuperado en una perforación.

• Así, realizando una perforación con maquinaria específicamente empleadas en estas operaciones, puede evaluarse la calidad del macizo rocoso subyacente sobre la base del análisis del material que se obtiene de esa perforación. • Ordinariamente, se contempla entonces la planificación de una serie de perforaciones según el trayecto previsto del túnel o de la traza vial o ferroviaria y se obtienen las características en cada punto.

• En función de la homogeneidad o herterogeneidad observadas, se realizan perforaciones complementarias para clarificar la situación en zonas que podrían ser consideradas a priori como críticas. • Los testigos se van colocando en cajones especiales en cuyos bordes constan las progresivas de profundidad (LOGUEO)

• De una perforación pueden extraerse trozos enteros de roca (donde la roca no está fracturada) hasta que se encuentra una discontinuidad en la masa rocosa (el testigo se interrumpe). • Esta llegada a una discontinuidad puede significar que es simplemente una fractura o una diaclasa limpias o con algún material intermedio.

• Pero también puede tratarse de una zona de roca muy fracturada, de la cual sólo se extraen trozos de roca, contabilizándose el espacio de esta parte, si se trata de una transición. • Todos estos trozos enteros de testigo o estas partes de roca fracturada se miden y se contabilizan para entonces aplicarlos a una fórmula de cálculo.

• La condición para ser contabilizadas es que éstas tengan una longitud mayor que 0,1 m

Malla 3D de una caverna y galerías de acceso en una estación del Metro de Atenas

LOGUEO Elaborar base de datos mediante la descripción de sondajes (taladros que contiene las muestras de rocas) con la finalidad de realizar la interpretación de las secciones geológicas, caracterizar el macizo rocoso y el modelamiento en software del cuerpo mineralizado.

SISTEMATIZACION DE DIAMANTINOS Describir en la hoja de logueo las características de las rocas (estructuras, minerología, litolgía,etc.)

Realizar el control de calidad (qa/qc) de los testigos (muestras de rocas), utilizando muestras patrones. Realizar la actualización de la base de datos de perforación diamantina. esta data contiene sondajes (taladros que contiene las muestras) de diamantina. supervisar y controlar los puntos de perforación (cámaras diamantina).

El logueo de los taladros se realiza generalmente a medida que avanza la perforación, durante el logueo se levanta toda la información posible: Nivel, Nro. Muestra, Diámetro del núcleo, Tope de Yeso, Mineralización, Roca, Alteración, RQD, Densidad, Presencia de minerales (py, cpy, mo, cc, bn, cv), intensidad de alteración, etc De manera similar el área de Geotécnia obtiene información geotécnica que le permita clasificar el macizo rocoso para el análisis de estabilidad de taludes.

La información proveniente del logueo, se lleva en diferentes formatos a una base de datos para su fácil procesamiento, en el mercado existen diferentes software que permiten guardar toda esta información de manera sencilla, es aun común ver que se usan planillas en Excel para guardar esta información, pero definitivamente es mejor tener esta información en un manejador de base de datos.

COORDENADAS Y DIRECCION DE TALADROS

Primer procedimiento Se calcula midiendo y sumando el largo de todos los trozos .

A partir de los testigos obtenidos en la exploración. Medida del RQD en testigos de Exploración 150 Se deben incluir los discos del núcleo ocasionados

= Suma de la longitud de testigos superiores a 10 cm = Longitud total de sondeo

(RQD) Rock Quality Designation Desarrollado por Deere entre 1963 y 1967 Varios tipos de procedimientos

Porcentaje de RQD Comparativa RQD

Rock mass quality

<25%

muy pobre

25-50%

pobre

50-75%

normal

75-90%

bueno

90-100%

muy bueno

RECUPERACIÓN DE UN SONDEODIAMANTINOS

Don U. Deere definió entre 1963 y 1967 su RQD, o Rock Quality Designation

Usos • Geotecnia ( mas comodo y facil de usar) • RQD pasó a formar parte de las clasificaciones geomecánicas más habituales

Desventajas • No sirve para suelos • Se desarrolló para rocas ígneas • No debe tenerse en cuenta en el caso de roturas por desecación, retracción o tensiones longitudinales

• Depende de la dirección del sondeo • Hay que saber usarlo con precaución

3.-SEPARACION ENTRE DISCONTINUIDADES • Tiene una valoración máxima de 20 puntos. El parámetro considerado es la separación en metros entre juntas de la familia principal de diaclasas la de roca.

4.- ESTADO DE LAS DISCONTINUIDADES • Es el parámetro que más influye, con una valoración máxima de 30 puntos. Pueden aplicarse los criterios generales, en la que el estado de las diaclasas se descompone en otros cinco parámetros: persistencia, apertura, rugosidad, relleno y alteración de la junta.

5.- PRESENCIA DE AGUA • La valoración máxima es de 15 puntos. La ofrece tres posibles criterios de valoración: estado general, caudal cada 10 metros de túnel y relación entre la presión del agua y la tensión principal mayor en la roca.

6.- ORIENTACION DE LAS DISCONTINUIDADES • Este parámetro tiene una valoración negativa, y oscila para túneles entre O y -12 puntos. En función del buzamiento de la familia de diaclasas y de su rumbo, en relación con el eje del túnel (paralelo o perpendicular), se establece una clasificación de la discontinuidad en cinco tipos: desde muy favorable hasta muy desfavorable • El RMR se obtiene como suma de unas puntuaciones que corresponden a los valores de cada uno de los seis parámetros enumerados. El valor del RMR oscila entre O y 100, y es mayor cuanto mejor es la calidad de la roca.

CALCULOS Y VALORACION DE LOS PARAMETROS

RMR: Rock Mass Rating (Bieniawski, 1976)

RMR: Rock Mass Rating (Bieniawski, 1976)

Clases de Macizo Rocoso Muy Buena Buena Regular Mala Muy Mala

Tabla 1: Puntaje según el valor del R.Q.D. (A) R.Q.D.

(%) 90 - 100 75 - 90 50 -75 25 - 50 < 25

Puntaje 20 17 13 8 3

• Tabla 2 Puntaje según resistencia a la compresion simple(RCU) Indice del Ensayo de Carga Puntual

Resistencia a la Compresión Simple (RCS)

Puntaje

>10 4 - 10 2-4 1-2 ----

> 250 100 - 250 50 - 100 25 - 50 10 - 25 3 - 10 <3

15 12 7 4 2 1 0

(MPa)

(MPa)

Tabla 3: Puntaje según espaciamiento de discontinuidades del juego más importante (C) Espaciamiento (m) >2 0,6 – 2,0 0,2 – 0,6 0,06 – 0,2 < 0,06

Puntaje 20 15 10 8 5

Tabla 4: Puntaje según las condiciones de las discontinuidades (D) Descripción Superficies muy rugosas, de poca extensión, paredes de roca resistente Superficies poco rugosas, apertura menor a 1 mm, paredes de roca resistente Idem anterior, pero con paredes de roca blanda Superficies suaves ó relleno de falla de 1 a 5 mm de espesor ó apertura de 1 a 5 mm, las discontinuidades se extienden por varios metros Discontinuidades abiertas, con relleno de falla de más de 5 mm de espesor ó apertura de más de 5 mm, las discontinuidades se extienden por varios metros

Puntaje 15 12 7 4

0

Tabla 5: Puntaje según las condiciones del agua subterránea (E) Filtración por cada 10m de longitud de túnel (L/min)

Presión del agua en la discontinuidad dividido la tensión Principal Mayor

Nada

0

< 10 10 - 25 25 – 125 > 125

0,0 – 0,1 0,1 – 0,2 0,2 – 0,5 > 0,5

Condiciones Puntaje Generales Completamente seco Apenas húmedo Húmedo Goteo Flujo continuo

15 12 7 4 0

Tabla 6. Corrección por orientación de la discontinuidad

Evaluación de la influencia de la orientación para la obra

Puntaje para Túneles

Puntaje para Fundaciones

Muy favorable Favorable Medio Desfavorable Muy desfavorable

0 -2 -5 -10 -12

0 -2 -7 -15 -25

Tabla 7: Categoría de la Clasificación Geomecánica

CLASIFICACION GEOMECANICA FINAL (Bieniawski)

R.M.R. Suma de los puntajes de las tablas

Calificación del Macizo Rocoso

Clase

81 - 100

Muy bueno Bueno Medio Malo Muy malo

I II III IV V

61 - 80 41 - 60 21 - 40 0 - 20

Clasificacion geomecanica de Bieniawski 1989

Problemas resueltos EJERCICIO N°1: • Túnel en granito levemente meteorizado con un set de discontinuidad principal con inclinación 60º contra la dirección del túnel. • Ensayo de carga puntual entrega valores de 8 MPa y un RQD promedio de 70%. Discontinuidades son levemente ásperas y levemente alteradas con una separación de menos de 1 mm. Están espaciadas cada 300 mm. Se anticipa la presencia de agua durante la construcción del túnel.Calcule el RMR Básico y corregido,condiciones de soporte ,cohesión y ángulo de fricción interna de acuerdo a Bieniawski 1989.

CLASE DE MACIZO ROCOSO PERNOS DE ANCLAJE I MUY BUENA (81- Perno ocasional 100)

SOSTENIMIENTO HORMIGÓN LANZADO MARCOS DE ACERO No necesario No necesario

II BUENA (61-80)

En el techo. 2-3 m de longitud, 50 mm en techo donde se espaciado 2.5 m requiera

No necesario

III MEDIA (41-60)

Sistemáticos. 3-4 m de longitud, espaciado 1-1.5 m en el techo y hastiales Sistemáticos. 4-5 m de longitud, espaciados 1-1.5 m en techo y hastiales Sistemáticos. 5-6 m de longitud, espaciado 1-1.5 m en techo y hastiales

No necesario

IV MALA (21-40)

V MUY MALA (< 20)

50-100 mm en techo y 30 mm en hastiales

100-150 mm en techo y 100 Cerchas ligeras espaciadas 1.5 m cuando mm en hastiales se requieran 150-200 mm en techo y 150 Cerchas pesadas espaciadas 0.75 cm con mm en hastiales blindaje de chapas

FORTIFICACIÓN FUNCIÓN DE RMR (BIENIAWSKI, 1989) • • • • •

Tiempo de auto soporte 01 semana Claro de 5m Cohesión 200-300 Kp Angulo de fricción interna:25°-35° Pernos sistemáticos de 3-4 m de longitud espaciados de 1.00 a 1.50 m en el techo y hastiales • Hormigón lanzado de 50 100 mm en el techo y 30 mm en los hastiales. • Marco de acero ,no es necesario

EJERCICIO N°2 Mediante el criterio de cálculo de RMR básico y corregido (Valoración de la Masa Rocosa) de Bieniawski (1989), la toma de datos de registro lineal se ha realizado en la progresiva 025m030m.en el hastial derecho de la galería de extracción de minerales a una altura de 1.10m. en la Minera Los Rosales S.A.C.Considerando los principales parámetros establecidos, (ver cuadro adjunto): 1. 2. 3. 4. 5. 6.

Resistencia compresiva de la roca RQD Espaciamiento de las discontinuidades Condición de las discontinuidades Presencia de agua Orientación de la labor.

a)Represente la interpretación gráfica del problema propuesto b)Determine la calidad del macizo rocoso mediante la clasificación Geomecanica propuesto por Z.T. Bieniawski de 1989. 341

Solución:Interpretación gráfica La persistencia de la fractura

La fuerza intacta de la roca

La orientación de la fractura

El agua subterránea

Apertura de la fractura y condición de la superficie

El espaciamiento de la fractura La densidad de fractura del testigo (RQD)

El contorno (la forma) del fractura

342 Continua...

Para determinar el RMR del macizo corocoso se tienen los siguientes parámetros: Valor •Resistencia compresiva: 90 Mpa 7 •RQD: 45 % 8 •Espac. de las discont.: 0.06 - 0.2 m 15 •Condición de las discontinuidades: Persistencia 3-10 m 2 Apertura 0.1- 1.0 mm 4 Rugosidad Ligera 3 Relleno Suave < 5 mm 1 Alteración Ligera 5 •Presencia de agua: Húmedo 10 •Orientación de la labor Muy desfav. -12 RMR bas.=55 RMR corr.=43 343

Ejercicio N° 3. La compañía minera La poderosa requiere el informe de la calidad del macizo rocoso de un inclinado Raymundo III. El informe del departamento de geomecánica obtenido en la progresiva 150-160 en el hastial izquierdo son datos de registro lineal y los datos de laboratorio, la empresa requiere la calidad del macizo rocoso mediante la clasificación de Bieniawski de 1989 , además se requiere la representación gráfica del buzamiento y rumbo respecto a la orientación de la labor

Valoración de los parámetros parámetros: •Resistencia compresiva: 120 Mpa •RQD: 60% •Espac. de las discont.: 300mm •Condición de las discontinuidades: Persistencia <1m Apertura >5 mm Rugosidad Lisa Relleno blando > 5 mm Alteración Moderado •Presencia de agua: Mojado •Orientación de la labor Muy desfav.

Valor 12 13 10 6 0 1 0 3 10 -12

RMR=43 La representación gráfica queda para el estudiante

JERCICIO N° 5 En la Minera el Aguila S.A.C la gerencia de geomecanica ha reportado un informe del mapeo geomecanico subterráneo(cuadro de reporte),se requiere los servicios de un geomecanico para determinar la calidad del macizo rocoso de acuerdo al RMR de Bieniawski 1989,tiempo de auto soporte, el máximo espacio sin soporte, cohesión ,ángulo de fricción del macizo, y condiciones de soporte

Para la masa rocosa se tienen los siguientes parámetros: •Resistencia compresiva: •RQD: •Espac. de las discont.: •Condición de las discontinuidades: Persistencia 3-10 m Apertura 0.1- 1.0 mm Rugosidad Ligera Relleno Suave < 5 mm Alteración Ligera •Presencia de agua: •Orientación de la labor

90 Mpa 45 % 0.06 - 0.2 m

Valor 7 8 15 2 4 3 1 5 10 -12

Húmedo Muy desfav.

RMR=43

Queda para el estudiante los cálculos de auto soporte, claro sin soporte y el resto de cálculos

Ejercicio N°6 En la evaluación del macizo rocoso de la compañía de minas La Perla S.A.C. Se tiene la valoración de parámetros geomecanicos, se requiere determinar la calidad del macizo rocoso para el calculo de talud de la cantera de rocas de basaltos y granitos mostrada en la fotografía adjunta.

Primera Familia ( discont. / metro):

12

Segunda Familia (discont. / metro):

9

Tercera Familia (discont. / metro):

7

Determinación de la resistencia a la Compresión 180 Mpai Determinación del RQD Como no se pudieron obtener testigos de perforación se ha calculado el indice de calidad de la roca por medio de la formula de Palstromii: RQD = 115 - 3.3 *Jv Jv = número de discontinuidades por metro cúbico Jv = 28 discontinuidades / metro cúbico RQD(%) = 115 - 3.3 *28 RQD(%) = 22.6

VALORIZACION Esta sección esta compuesta por tipos de rocas Basaltos y Granitos separadas por una discontinuidad rellena de arcilla. CALCULO DE RMR BASICO Y RMR CORREGIDO PARAMETROS Resistencia a la compresión (MPa)

Valor

Valoración

150-200

12

RQD(%)

22.6

3

Espacio fracturas principales(mm)

120

15

Abertura de las diaclasas(mm)

0,5

25

Estado del agua

seco

15

Orientación de la Fractura

Valor RMR

favorable

-2

68

Respuesta: RMR Básico=70 RMR Corregido=68

Ejercicio N° 7 En la información de la gerencia de Geomecanica de La mina Condestable S.A.C. de mapeo superficial para cimentaciones Se requiere determinar el RMR Básico y RMR Corregido para para diseño subterráneo, para calcular el RMR los valores de corrección por orientación debe considerarse -5,-10 y 12 reemplazando a -25 en los 3 niveles citados,para una excavación con goteo de agua en los tres niveles, calcular: a) Tiempo de auto soporte b) Cohesión y ángulo de fricción interna c) Soporte apropiado según Bieniawski 1989 d) Calificar en excavaciones subterráneas sin presencia de agua para los tres niveles e) Explique gráficamente los valores por corrección

OTROS CRITERIOS DE CLASIFICACION • La necesidad de construir túneles llevó a los ingenieros a buscar una forma práctica de evaluar la calidad de la roca a intervenir desde el punto de vista ingenieril. • Diferentes criterios, todos ellos provenientes de expertos de indiscutible trayectoria, dieron como resultante una serie de métodos de evaluación y valoración:

METODOS DE CLASIFICACIÓN DE MACIZOS ROCOSOS

METODOS CUALITATIVOS

TERZAGHI (1946)

METODOS CUALI / CUANTITATIVOS

DEER “RQD” (1941)

LAUFFER (1958)

BEINIAWSKY (1973) BARTON, LIEM y LUNDE “Q” (1974) JACOBS ASSOC. “RSR” (1984) BIENIAWSKY “RMR” (1984)

La necesidad de unificar criterios llevó a la comparación de los métodos más conocidos y a establecer entre ellos equivalencias, lo cual permitió en cierta manera uniformar la concepción de la calidad de los macizos rocosos o al menos poder efectuar calibraciones más adecuadas. Una de las equivalencias planteadas es la efectuada entre el método de índole descriptivo de Terzaghi (1946) y el método cualitativo de Lauffer (1958).

MRMR: Modified Rock Mass Rating (Laubsher, 1977, 1984) • Ajusta el RMR(1976) para considerar: – Esfuerzos in situ e inducidos – Efectos de tronadura – alteración por exposición de la roca fresca al ambiente • Modificaciones fueron hechas inicialmente para condiciones en minas de Block Caving

EQUIVALENCIAS ENTYRE METODOS DE CLASIFICACION DE MACIZOS ROCOSOS Clasificación de Terzaghi (1946) DESCRIPTIVA

Clasificación de Lauffer (1958) CUALITATIVA

Roca intacta

Clase A: Roca estable

Roca estratificada

Clase B: Roca inestable a largo plazo

Roca moderadamente fracturada Roca en bloques imperfectos vinculados

Clase C: Roca inestable a corto plazo

Roca triturada, químicamente intacta

Clase D: Roca triturada Clase E: Roca muy triturada

Roca compresible

Clase F: Roca compresible

Roca expansiva

Clase G: Roca muy compresible

Para RMR89  23 GSI  RMR89  5 Para RMR89  18 GSI  Q

ESTIMACIÓN DE: mb, s, a CONOCIENDO EL GSI Criterio de Hook y Brown Para GSI > 25: Masa rocosa perturbado

mb  exp mi S a 

 exp

(

(

GSI  30 ) 28 14 D

GSI  100 ) 9 3D

GSI   1 1  e 15 2 6

 e



20 3

  

Para el caso de rocas intactas le perturbación, D = 0

364

100

80 70 60 50 40 30 20

10 1

365

Software Roclab Cálculo de parámetros en GSI de Hoek and Brown y Paúl Marinos

Ensayo de Compresión Uniaxial

Ensayo de Compresión Triaxial

1

1

2 = 3

375

Célula de carga

 ci

mi

2

 x y   xy    y x n   2  n   x2   x  n  n   x y  x y    1 n    2 x  ci  2  x    n

VALORES DE mi

378

MODULO DE DEFORMACIÓN

MODULO DE DEFORMACIÓN

En la investigación científica, geomecanica, se debe admitir el sentido común como una cualidad de ineludible valor. Por muy brillante que sea el investigador, y por muy riguroso que sean los cálculos, cualquier resultado puede ser equivocado sino se hace uso del sentido común.

La mayoría de los problemas de estabilidad se deben a la intersección de la sección del túnel con planos de Discontinuidad. Se distinguen las siguientes discontinuidades: 1) Discontinuidades de tipo sistemático (están presentes en casi todas las rocas): a) Diaclasas, b) Planos de estratificación, y c) Esquistosidad 2) Discontinuidades de tipo singular. a) Fallas

El estudio de las fallas y demás discontinuidades singulares es uno de los aspectos geológicos más importantes en un túnel. Para dicho estudio se requiere: - Conocer la estructura tectónica regional y local. - Cartografía geológica y análisis estructural. - Identificación de fallas y su clasificación en función del origen, edad, tipo y geometría. - Identificación de rellenos de falla, su resistencia y expansividad. - Conocer la transmisibilidad hidráulica. - Estudios sobre las implicaciones tensionales y sobre sismicidad.

La incidencia de las fallas en la estabilidad de una excavación depende de las características de las mismas; de forma simplificada, éstas pueden ser:  Fallas caracterizadas por una o varias superficies de discontinuidad, planos de despegue o contactos mecánicos entre distintos materiales.  Fallas caracterizadas por una zona de espesor variable y de baja resistencia formada por materiales blandos, inestables, plásticos o expansivos.  Fallas caracterizadas por una zona de alta transmisibidad hidráulica.

• METODO SIN DIAMANTINOS(PALMSTROM 1982) • RQD = 115 – 3.3 JV Para JV >4.5 • RQD=100 Para JV<4.5 • JV=Números de discontinuidades por metro

Casos prácticos de aplicación de Clasificación Geomecánica de Bienawski (1979-1989) en Minería subterránea

Compañía de Minas Buenaventura Unidad Minera Poracota

EJERCICIO 1-Compañía de Minas Buenaventura S.A.C. En una perforación de 25 m de longitud, sobre un macizo de rocas ígneas de la Compañía de Minas Buenaventura S.A.C. Unidad Poracota ; se recuperan 5 testigos de 2.30 pies de longitud, 50 con longitud promedio de 0.80 pies y 20 núcleos de 0.37 pies: el resto de material recuperado corresponde a fragmentos cuyo mayor tamaño es de 0.28 pies. Se observa además 3 Sistemas de Fracturas cuyas aberturas son discontinuas, cerradas y los bordes presentan ligera de coloración pero duros. Varias muestras inalteradas de este macizo son sometidos a Ensayos de Compresión Simple, arrojando valores comprendidos entre 1200Kg/cm2 y 2000Kg/cm2 . A partir de los 10m de perforación se ha visto que fluye Agua a razón de 15 litros/minuto promedio. El distanciamiento promedio entre diaclasas se encuentra por el orden de 245 mm . La veta mineralizada se encuentra encajonada en le principal sistema de diaclasas cuyo rumbo es de N 25° E, y un echado (buzamiento) de 85° SE ( la excavación lógicamente será paralela a este rumbo ). Evalue las correcciones de clasificaciones de Bieniawski y Determine: a) b) c)

d) e)

La calidad del macizo rocoso mediante RMR. El tiempo de auto soporte, cohesión y ángulo de fricción interna según Bieniawski 1989 El sostenimiento según Nick Barton,mediante correlación y mediante fórmula general de Q de Barton considerando:tres familias de diaclasas,limpias ondulaciones rugosas,con ligera alteración,con presión de agua aprox. Kg/cm2 < 1 y en roca competente de cobertura mediana. Sostenimiento según GSI de Hoeck Brawn y Paul Marinos mediante correlación. Sostenimiento según GSI de Hoeck Brawn y Paul Marinos mediante roclab discutir la diferencia y aplicabilidad en operaciones mineras .

La base teórica para resolver el problema se sustenta en la investigación desarrollada en Sudáfrica por Bieniaswki en 1973, y posteriormente revisada por él mismo en 1976 y 1979, también se le conoce como CSIR (South African Council for Scientific and Industrial Research) (Consejo de África del Sur para la Investigación Científica e Industrial),CONSULTADO POR EL DEPTO DE GEOMECANICA

Clasificación Geomecánica de Bienawski (1979) RMR (Rock Mass Rating) y su corrección para RMR básico Original (1973)

Corregido (1979)

• RQD • Grado de meteorización • Resistencia a la compresión uniaxial de la roca inalterada • Distancia entre diaclasas • Orientaciones del rumbo y echado • Separación de las diaclasas • Continuidad de las fisuras (Persistencia) • Aguas subterráneas

• Resistencia a la compresión uniaxial de la roca inalterada: Resistencia a la compresión simple • RQD: Indice de calidad de la roca • Distancia entre diaclasas: El término diaclasa se utiliza para toda clase de discontinuidades • Estado de las diaclasas: Abertura de las diaclasas, continuidad, rugosidad de su superficie, estado de las paredes (duras o blandas) y presencia de relleno en las fisuras • Aguas subterráneas: Se trata de medir la influencia del flujo de aguas subterráneas sobre la estabilidad de excavaciones

2 3

Resistencia roca intacta

1

4 - 10

2-4

1-2

> 250

100 - 250

50 - 100

25 - 50

15 90% - 100% 20 >2 20

12 75% - 90% 17 0.6 - 2 15

7 50% - 75% 13 0.2 - 0.6 10

Muy rugosas, discontinuas, cerradas, bordes sanos y duros

Algo rugosas, separación < 1 mm, bordes duros

Algo rugosas, separación < 1 mm, bordes blandos

30

25

20

Nulo

< 10

10 - 25

25 - 125

> 125

Presión de agua

0

0 - 0.1

0.1 - 0.2

0.2 - 0.5

> 0.5

Estado general

Seco

Húmedo

Goteando

Fluyendo

7

4

0

Estado de las diaclasas

Agua freática

Valores bajos, efectuar ensayos compresión uniaxial

> 10

(Mpa) Compresión Simple (Mpa) Valoración RQD Valoración Separación entre diaclasas (m) Valoración

4

5

Ensayo de Carga Puntual

Valoración Caudal / 10m de túnel (l/min)

Valoración

15

Ligeramente húmedo 10

5 - 25

1-5

<1

4 2 1 0 25% - 50% < 25% 6 3 0.06 - 0.2 < 0.06 8 5 Espejos de falla, relleno < 5 mm, Relleno blando > 5 mm, separación 1 - 5 separación > 5 mm, mm, diaclasas diaclasas continuas continuas 10 0

Orientación de las diaclasas RUMBO PERPENDICULAR AL EJE DEL TÚNEL EXCAVACIÓN CON BUZAMIENTO

EXCAVACIÓN CONTRA BUZAMIENTO

RUMBO PARALELO AL EJE DEL TÚNEL

buzamiento 45° - 90°






Muy favorable

Favorable

Media

Desfavorable

Muy desfavorable

Media

BUZAMIENTO 0° - 20° CUALQUIER DIRECCIÓN

Desfavorable

Corrección por orientación de las diaclasas

Relación rumbo diaclasa/eje túnel

Valoración

Muy favorable

Favorable

Media

Desfavorable

Muy Desfavorable

Túneles

0

-2

-5

-10

-12

Cimentaciones

0

-2

-7

-15

-25

Taludes

0

-5

-25

-50

-60

Clasificación CLASE

I

II

III

IV

V

CALIDAD

Muy buena

Buena

Regular

Mala

Muy mala

VALORACIÓN

100 - 81

80 - 61

60 - 41

40 - 21

< 20

Características CLASE

I

II

III

IV

V

TIEMPO DE SOSTENIMIENTO Y LONGITUD

10 años con 5m de vano

6 meses con 4m de vano

1 semana con 3m de vano

10 horas con 1.5m de vano

10 minutos con 0.5m de vano

COHESIÓN (KPa)

> 400

300 - 400

200 - 300

100 - 200

< 100

ÁNGULO FRICCIÓN

> 45°

35° 45°

25° 35°

15° -. 25°

15°

Solución del problema 1.- Resistencia de la roca intacta Dato: Varias muestras inalteradas de este macizo son sometidos a Ensayos de Compresión Simple, arrojando valores comprendidos entre 1200Kg/cm2 y 2000Kg/cm2. Observación: 1MPa = 10.197 Kg/cm2. Entonces: 1200Kg/cm2 = 117.68 MPa. 2000Kg/cm2 = 196.14 MPa.

Según la tabla; se encuentra en el rango de 100 MPa – 250 MPa. Valoración RMR = 12

Solución del problema 2.- RQD

Dato: En una perforación de 25 m de longitud, sobre un macizo de rocas ígneas; se recuperan 5 testigos de 2.30 pies de longitud, 50 con longitud promedio de 0.80 pies y 20 núcleos de 0.37 pies: el resto de material recuperado corresponde a fragmentos cuyo mayor tamaño es de 0.28 pies. Observación: pie = 0.3048 m. 10cm = 0.3281 pies

Solución del problema longitudes de los testigos (  10cm)  RQD   100 Longitud total

N ° de testigos

Longitud(pies)

Longitud total (pies)

5

2.30

11.50

50

0.80

40.00

20

0.37

07.40

resto

0.28

No cuenta

longitudes de los testigos (  (10cm 0.3281pies) )

58.90

Solución del problema Entonces: Según la tabla; se encuentra en el rango de 50% – 75% Valoración RMR =13

Solución del problema • 3.- Separación entre Diaclasas (m): Dato: El distanciamiento promedio entre diaclasas se encuentra por el orden de 245 mm. Pero 245mm = 0.245m. Según la tabla; se encuentra en el rango de 0.2m – 0.6m Valoración RMR =10 4.- Estado de Diaclasas: Dato: Se observa además 3 Sistemas de Fracturas cuyas aberturas son discontinuas, cerradas y los bordes presentan ligera de coloración pero duros Según las característica anteriores se tiene la siguiente : Valoración RMR =30

Solución del problema •

5.- Agua Freática o presencia de agua: Dato: A partir de los 10m de perforación se ha visto que fluye Agua a razón de 15 litros/minuto promedio. Entonces el CAUDAL = 15 litros/minuto Según la tabla; se encuentra en el rango de 10 – 25 Valoración RMR =7

6.- Valoración Primaria obtención de RMR básico Luego la valoración total es: Valoración primaria RMR =72 7.- Descuento por orientación de las diaclasas:

La veta mineralizada se encuentra encajonada en le principal sistema de diaclasas cuyo rumbo es de N 25° E, y un echado (buzamiento) de 85° SE (la excavación lógicamente será paralela a este rumbo). Según lo anterior el buzamiento se encuentra entre 45° – 90°. Valoración RMR = Muy desfavorable

Solución del problema • 8.- Corrección por Orientación de las Diaclasas obtención de RMR corregido o final. Para el problema, la relación rumbo diaclasas /eje túnel es muy desfavorable. Valoración = - 12 Valoración primaria

72

Corrección

- 12

Valoración final (RMR)

60

Solución del problema • 9.- Clasificación: Se tiene de la tabla: Valoración

Rango de Valoración

Calidad

Clase

60

60 - 41

Regular

III

• 10.- Características: Clas Tiempo de sostenimiento y Cohesión e longitud (KPa)

III

1 sem. con 3 m de vano

200 - 300

Ángulo de fricción

25° - 35°

TARAEA PARA EL ESTUDIANTE RESOLVER LOS ITEMS c,d y e del ejercicio N°1

OTROS CASOS PRACTICOS

• Ejercicio 2. Se requiere determina las familias de dominio estructural,el valor K medidos con esclerómetro y el RQD por la formula propuesta por Palsmtrom, mina poracota (compañía de minas buena ventura ) método de identificación de familias-dominio estructural de dos observaciones

• ESTADISTICA DE DISCONTINUIDADES Y SU APLICABILIDAD EN LOS CALCULOS DE RQD ,RMR,GSI Y Q DE BARTON

DOMINIO ESTRUCTURAL DE MACIZO ROCOSO FAMILIA Nº 1 ORIENTACIO N: FRECUEN RUMBO/BUZ CIA DE AMIENTO DISCONTI NUIDADE S(ni)

FRECUEN CIAS RELATIVA S(hi)

FRECUEN CIA RELATIVA S ACUMUL ADAS(HI)

FRECUEN CIAS RELATIVA S PORCENT UALES(10 0hi) %

FRECUEN CIA REALTIVA S PORCENT UALES ACUMULA TIAVAS(10 0Hi) 2,222

FRECUENCI AS ABSOLUTAS ACUMULAD AS(Ni)

N25E-72NW

2

0,022

0,022

2,222

2

N26E-71NW

2

0,022

0,044

2,222

4,444

4

N27E-79SE

3

0,033

0,078

3,333

7,778

7

N28E-69NW

1

0,011

0,089

1,111

8,889

8

N29E-70SE

3

0,033

0,122

3,333

12,222

11

N30E-69NW

5

0,056

0,178

5,556

17,778

16

N31E-68NW

7

0,078

0,256

7,778

25,556

23

N32E-70SE

3

0,033

0,289

3,333

28,889

26

N33E-70SE

7

0,078

0,367

7,778

36,667

33

N34E-70NW

9

0,100

0,467

10,000

46,667

42

N35E-70SE

20

0,222

0,689

22,222

68,889

62

N36E-70NW

10

0,111

0,800

11,111

80,000

72

N37E-68NW

8

0,089

0,889

8,889

88,889

80

N38E-66NW

5

0,056

0,944

5,556

94,444

85

N39E-65NW

2

0,022

0,967

2,222

96,667

87

DOMINIO ESTRUCTURAL FAMILIA Nº1 25

20 20

15

FRECUENCIA DE DISCONTINUIDADES(ni)

10 10

9 8 7

7

5

5

5 3 2

3

2

3 2

1 -

3

VALORES DE K : MARTILLO SCHMIDT -SENTIDO HORIZONTAL TRAMO Nº1

Nº

TRAMO Nº2

TRAMO Nº3

TRAMO Nº4

TRAMO Nº5

TRAMO Nº6

1

42

35

53

54

43

43

2

43

36

52

56

42

42

3

46

34

42

54

41

43

4

48

37

41

53

41

43

5

39

37

40

57

42

45

6

36

39

34

50

45

43

7

35

42

36

54

43

41

8

38

40

34

53

46

40

9

40

35

35

51

47

38

10

49

46

38

49

46

35

11

48

45

45

48

42

37

12

34

35

47

56

45

35

13

45

45

45

50

43

38

14

48

46

49

48

46

39

15

50

49

54

56

47

38

16

54

34

50

45

49

34

17

40

43

54

43

41

36

18

46

40

53

42

40

39

19

43

42

52

56

39

38

20

36

36

50

49

38

39

PROM

43

39,8

45,2

51,2

43,3

39,3

VALORES DE K MARTILLO SCHMIDT 60

54

50

49

48

50 48

48

46 42 40

46

45

43

43

40

39

43

40

38 36

35

36 34

30 TRAMO Nº1

20

10

0

• DETERMINACION DE RQD(ROCK QUALITY DESIGNATION)

• Se ha mencionado de que RQD (Rock Quality Designation), se puede obtener de varias maneras sin embargo en minera Poracota se ha utilizado el método de discontinuidades por metro lineal y número de discontinuidades en un metro cúbico, de igual manera se ha realizado algunas pruebas en taladros diamantinos, a partir de esta información se ha determinado el RQD (Rock Quality Designation), para cada zona de trabajo y el tipo de excavación que se ha ejecutado siendo estos permanentes o temporales tal como se ha mencionado en el presente capítulo mediante el uso de formulario respectivo, considerando el número de discontinuidades por metro cubico se ha efectuado un estudio sistematizado de la identificación cuidadoso del número de familias del macizo rocoso la sistematización de datos de campo se puede observar en las tablas 36, 37, 38,39, etc.

NUMERO DE FAMILIAS DE MACIZO ROCOSO -OBSERVACION Nº1 FAMILIA 1 FAMILIA 2 FAMILIA 3 RUMBO N35E N75E N45W BUZAMIENTO 70NW 82SE 68SW NUMERO DE 6 6 8 DIACLASAS EN 1 m SEPARACIÓN DE 0.3 mm 0.5 mm 0.4mm DIACLASAS DRENAJE húmedo húmedo húmedo RELLENO Sin relleno Sin relleno Sin relleno ESTADO DE Ligeramente rugosa, rugosa, suave y Ligeramente rugosa, DIACLASAS suave y moderadamente suave y moderadamente alterada moderadamente alterada alterada

DETERMINACIÓN DE RQD POR FORMULA DE PALMSTROM 1982 • Por las caracterizas del proceso de minado no se pudieron obtener testigos de perforación diamantina se ha calculado el índice de calidad de la roca Cuando no se tiene testigos de perforación, el valor de Q también puede ser calculado en base al número de diaclasas por m3. La siguiente fórmula puede ser usada (Palmström,1982): • RQD = 115 – 3.3 JV

• • • •

Jv = número de discontinuidades por metro cúbico Jv = 20 RQD(%) = 115 - 3.3 (20) RQD(%) = 49%

• Ejercicio N°3. • para el estudiante Determinar el RQD mediante la fórmula de palsmtrom de acuerdo a la información de la observación N°2

NUMERO DE FAMILIAS DE MACIZO ROCOSO -OBSERVACION Nº 2 FAMILIA 1 FAMILIA 2 FAMILIA 3 RUMBO N35E N75E N45W BUZAMIENTO 70NW 82SE 68SW NUMERO DE 6 5 10 DIACLASAS EN 1 METRO SEPARACIÓN DE 0.3 mm 0.5 mm 0.4mm DIACLASAS DRENAJE húmedo húmedo húmedo RELLENO Sin relleno Sin relleno Sin relleno ESTADO DE Ligeramente rugosa, rugosa,suave y Ligeramente DIACLASAS suave y moderadamente rugosa,suave y moderadamente alterada moderadamente alterada alterada

EJERCICIO N° 4. Se requiere caracterizar el macizo rocoso intrusivo ,plantear el uso alternativo de sostenimiento según Bieniawsky 1989 - Q Barton de 2000, evaluar el tiempo de auto soporte según LAUFFER y evaluar GSI( hoeck y Paul marinos) en la construcción de un tajo de extracción de minerales, el departamento de Geomecanica tiene la siguiente información: Se ha establecido la construcción del tajo con avance contra el buzamiento, teniendo un buzamiento de la familia más representativa de 64º y un rumbo paralelo al eje del túnel Indice promedio de martillo schimdt=64,3 Peso especifico=26 KN/m2 Altura del tajo =6,00 m

PROCEDIMIENTO:

𝜎𝑐=10 0.00088

𝑃𝑒 𝐼𝑟 +1.01

R.C.U.= 10exp(0.00088 × 26 × 64.3 + 1.01)

Resistencia compresiva Uniaxial=10(0.00088*26*64.3)+1.01 σc=10(0.00088*26*64.3)+1.01 σc=302.82 Mpa

Haciendo uso de la tabla de BIENIAWSKI 89 se toman los valores VALORES PARÁMETROS Resistencia a la Compresión RQD (%) Espaciamiento en Discontinuidades Condición de Discontinuidades Condición de Agua

Descripción

Valoración (índice)

302.82 MPa

15

74 %

13

200-600

10

Superficies ligeramente rugosas y duras, separación < 1mm Seco Total RMR básico :

20 10 68

Corrección (debido a la construcción): -12 RMR corregido:68  12  56 RMR Corregido=56 De acuerdo a la tabla de BIENIAWSKI

1) 2) 3) 4)

Tipo III Descripción Regular Tiempo aproximado de autosoporte: 1 semana Luz: 3m Cohesión de la masa rocosa: 150-200KPa Angulo de fricción: 350 – 450

Para el calculo de GSI se puede usar la relación GSI=56-5 GSI=51 Para calcular Q de BARTON RMR=9 Ln Q+44 56 = 9 Ln Q + 44 Q≈ 3.79

De= Diámetro o altura de excavación/ ESR=Dimensión equivalente De acuerdo a la tabla Considerando excavaciones mineras temporales, entonces ESR = 3 De=6/3 De=2 De acuerdo a la tabla de sostenimiento en función a dimensión equivalente y Q de Barton se tiene : La interpolación coincide en el área (1)(VER Abaco de sostenimiento de Barton) No requiere sostenimiento TIEMPO DE AUTO SOPORTE SEGUN LAUFFER Considerando RMR Y SPAN (ancho o altura) RMR=56 SPN=4 Tiempo de auto sostenimiento = 1 mes aproximadamente El estudiante debe discutir los resultados su aplicabilidad en operaciones mineras con la variación de ESR DE 3 a 5

CAPITULO V SISTEMA DE SOSTENIMIENTO EN MINERIA SUBTERRANEA SOSTENIMIENTO ACTIVO PERNOS DE ROCA Los sistemas de reforzamiento con pernos de roca minimizan las deformaciones inducidas por el peso muerto de la roca aflojada, así como también aquellas inducidas por la redistribución de los esfuerzos en la roca circundante a la excavación. En general, el principio de su funcionamiento es estabilizar los bloques rocosos y/o las deformaciones de la superficie de la excavación, restringiendo los desplazamientos relativos de los bloques de roca adyacentes

En roca estratificada sub-horizontal y roca no estratificada con un sistema dominante de discontinuidades subhorizontales, los pernos ayudan a resistir el desplazamiento relativo entre los estratos, aumentando la rigidez de la viga estructural que forman y creando ligazón entre los bloques tabulares, para minimizar la deflexión del techo. Esto es lo que se llama también el “efecto viga”. Este concepto puede se extendido al caso de paredes paralelas a estratos o discontinuidades subverticales, generando el denominado “efecto columna”, para minimizar el pandeo de los bloques tabulares.

ESR 3-5 1.6 2–3 1.3 1.0 0.8

Tipo de excavación Excavaciones mineras temporales Excavaciones mineras permanentes Excavaciones verticales Túneles carreteros y ferroviarios Casas de fuerza y túneles acueductos Estaciones de energía nuclear

MISELANIA DE FROMULAS PARA CALCULO DE LONGITUD DE PERNOS Y ACCESORIOS DE REFORZAMIENTO APLICADO EN LAS OPERACIONES MINERAS SUBTERRANEAS Para determinar la longitud del perno a instalar, se aplican las siguientes formulas: Techo: L perno = 2 + (0.15 * B)/FM Paredes: L perno = 2 + (0.15 * H)/FM Donde B: ancho de excavación; H: altura de pared FM: Factor de modificación o ESR

CINTAS METALICAS (STRAPS)

La resistencia de una cinta metálica – -Acero A36 36,000 Psi elástico -1/8” X 6”

=

0,75 pulg.2 (in2)

O,75 x 36,000 Psi

=

27,000 Psi

Resistencia en cizalla

=

27,000 x 50%

13,500 libras

=

6,12 TN

BLOQUE A SOPORTAR POR UN PERNO CEMENTADO Z O N A D E A N C LA J E

h s s

T = y x h x S T = Peso del bloque muerto y = Peso unitario de la roca ( 2.7 ton/m3 ) h = Potencia de la zona inestable ( 1.5 m ) S = Espaciamiento entre pernos ( 1.2m x 1.2m )

BLOQUE A SOPORTAR POR UN ELEMENTO DE SOSTENIMIENTO

T= 2.7ton/m3 x 1.5m x 1.2m x 1.2m

T= 5.83ton Peso de un bloque suspendido

LONGITUD DEL ELEMENTO DE SOSTENIMIENTO RESPECTO A LA ZONA ANCLAJE

L= profundidad de las capas (X) +Zona anclaje (Z)

LONGITUD DEL ELEMENTO DE SOSTENIMIENTO RESPECTO AL ANCHO DE LA ABERTURA L = 1,4 + ( 0.18 x W )

L = longitud del perno (m) W= ancho de la abertura (m)

Ejemplo: Galería de 3.5 metros (W) L = 1,4 + (0.18 x 3,5) = Longitud del perno 2.03m (L)

ESPACIAMIENTO DE LOS ELEMENTOS L \ E = 1.5 – 2.0 1.5 terreno regular 2.0 terreno malo L = longitud del perno, E = espaciamiento de los pernos Ejemplo: Perno de 2.25m (L) 2,25 \ E = 2.0 Espaciamiento de 1.1m (E)

CAPACIDAD DE SOPORTE DE UN PERNO CEMENTADO P = Rc x S =  x U x L S =  x d2 /4

U=xd  = 0.25 x Rc x d/L Donde: P = Capacidad de apoyo del perno ( Kg)

Rc = Resistencia a la tracción mínima del perno = 6330 Kg/cm2 S

= Área del perno (cm2)

d

= Diámetro del perno (cm)



= Adherencia entre el perno y el cemento (Kg/cm2)

U = Circunferencia del perno (cm) L = Longitud del perno (cm)

CAPACIDAD DE SOPORTE DE UN PERNO CEMENTADO Datos:

Perno helicoidal de 7/8” x 1.80m ( d =2.2 cm, r = 1.1 cm, L = 180 cm)

 = 0.25 x Rc x d / L  = 0.25 ( 6330 Kg/cm2)( 2.2cm ) / (180cm)  = 19.34 Kg/cm2 = 1.89 MPa.

S =  x r2 = 3.1415 ( 1.1 cm )

2

= 3.8 cm2

U =  x d = 3.1415 ( 2.2 cm ) =

6.91 cm

P =  x U x L = (19.34 Kg/cm2)(6.91 cm)(180cm ) P = 24060 Kg = 24 ton ( 234.6 KN )

FACTOR DE SEGURIDAD Perno de L = 1.8m,  = 3/4” capacidad con apoyo de 18 ton

FS = 17.9 ton /5.83 ton = 3.08

Perno de L = 1.8m,  = 7/8” capacidad de apoyo de 24 ton

FS = 24 ton /5.83 ton

= 4.12

Perno de L = 2.0m,  = 1” capacidad de apoyo de 32 ton

FS = 32 ton /5.83 ton

= 5.49

FÓRMULA PARA CALCULAR EL LARGO DE CARTUCHOS REQUERIDO PARA UN LARGO DE ENCAPSULAMIENTO (H2 – B2) * E C2

=

LARGO DE CARTUCHOS PARA CADA 300 mm

H = Díam. perforación en mm B = Díam. del perno en mm C = Díam. del cartucho E = Largo del cartucho en mm

UNA FÓRMULA PARA CALCULAR EL LARGO DE CARTUCHOS REQUERIDO PARA UN LARGO DE ENCAPSULAMIENTO (H2 – B2) * E

=

C2

LARGO DE CARTUCHOS PARA CADA 300 mm

Perno 19.05mm, cartucho 28 x 305, perforación = 32mm (

32 2

-

28 2

20 2 )

x

305 =

242.8 mm

DIAMETRO DE LA PERFORACION Con cartuchos de cemento;

Diámetro de la perforación =  de la barra + 10 a 20mm

Con cartuchos de resina;

Diámetro de la perforación =  de la barra + 10 a 15mm

Con lechada de cemento; Diámetro de la perforación =  de la barra + 10 a 26mm

EFECTO DE ARCO GENERADO POR LA INTERACCION DE LOS BULBOS DE RESISTENCIA DE LOS PERNOS Hay otros principios bajo los cuales funcionan los pernos de roca para tratamientos específicos, como coser zonas de falla, zonas de corte y otras zonas de debilidad, instalados cruzando estas zonas.

TIPOS DE PERNOS • Actualmente hay disponibles diferentes tipos de pernos de roca. Varios tipos de pernos muestran solo diferencias menores en su diseño y son básicamente variedades de un mismo concepto. Según las técnicas de anclaje que se utilizan, podemos agruparlos de la siguiente manera: pernos anclados mecánicamente, pernos de varillas cementados o con resina y pernos anclados por fricción. Aquí presentamos los pernos representativos de cada grupo, que son los más utilizados en la industria minera. Para el caso de los pernos cementados o con resina consideramos a las varillas de fierro corrugadas y las barras helicoidales, para el caso de los pernos anclados por fricción consideramos a los split sets y los swellex.

PERNOS DE ANCLAJE MECANICOS • Un perno de anclaje mecánico, consiste en una varilla de acero usualmente de 16 mm de diámetro, dotado en su extremo de un anclaje mecánico de expansión que va al fondo del taladro. Su extremo opuesto puede ser de cabeza forjada o con rosca, en donde va una placa de base que es plana o cóncava y una tuerca, para presionar la roca. Siempre y cuando la varilla no tenga cabeza forjada, se pueden usar varios tipos de placas de acuerdo a las necesidades de instalación requeridas. Este tipo de pernos es relativamente barato. Su acción de reforzamiento de la roca es inmediata después de su instalación. Mediante rotación, se aplica un torque de 135 a 340 MN (100 a 250 lb/pie) a la cabeza del perno, el cual acumula tensión en el perno, creando la interacción en la roca.

CONSIDERACIONES IMPORTANTES PARA SU USO • El diámetro del taladro es crítico para el anclaje, recomendándose un diámetro de 35 a 38 mm para los pernos comúnmente utilizados. Pierden su capacidad de anclaje como resultado de las vibraciones de la voladura o el astillamiento de la roca detrás de la placa, debido a altas fuerzas de contacto, por lo que no es recomendable utilizarlos en terrenos cercanos a áreas de voladura. Solo pueden ser usados para reforzamiento temporal.

• Si son utilizados para reforzamiento permanente, éstos deben ser protegidos de la corrosión si hay presencia de agua y deben ser post-cementados con pasta de cemento entre la varilla y la pared del taladro. Proporcionan una tensión limitada que raramente sobrepasan las 12 TM. Su uso es limitado a rocas moderadamente duras a duras, masivas, con bloques o estratificada, sin presencia de agua. En rocas muy duras, fracturadas y débiles no son recomendables, debido a que el anclaje podría deslizarse bajo la acción de las cargas. En rocas sometidas a altos esfuerzos tampoco es recomendable.

PROCEDIMIENTOS DE INSTALACIÓN Primero el equipo técnico de apoyo de mina debe determinar el patrón adecuado de los pernos, a continuación se perforan los taladros, se colocan las varillas en los taladros, se fijan los anclajes y luego las placas de base son ajustadas mecánicamente. La resistencia de los pernos, su longitud, la colocación de los anclajes, así como también el contacto de la placa base con la superficie rocosa, son todos críticos para crear la interación de la roca.

1.PERNOS DE VARILLA CEMENTADOS O CON RESINA DESCRIPCION Consiste en una varilla de fierro o acero, con un extremo biselado, que es confinado dentro del taladro por medio de cemento (en cartuchos o inyectados), resina (en cartuchos) o resina y cemento. El anclaje entre la varilla y la roca es proporcionado a lo largo de la longitud completa del elemento de refuerzo, por tres mecanismos: adhesión química, fricción y fijación, siendo los dos últimos mecanismos los de mayor importancia

CONSIDERACIONES PARA SU USO

• Los pernos de varilla cementados o con resina son generalmente usados como refuerzo permanente, pero también pueden ser utilizados como refuerzo temporal en varias condiciones de roca, desde rocas de buena a mala calidad, constituye el mejor sistema para rocas de muy mala calidad y también para rocas en ambientes de altos esfuerzos.

• En presencia de Cuando se usa cemento (en cartuchos o inyectado), se requiere varios días de curado antes que el perno trabaje a carga completa, pero apropiadamente instalados son competentes y durables, con alta resistencia en condiciones de roca dura. Estos pernos tienen larga vida útil y constituyen el sistema más versátil de pernos de roca. El uso de varillas con cemento inyectado es frecuentemente el sistema de sostenimiento más barato, pero no se debe usar en taladros con agua y tampoco se debe tensar inmediatamente

– SPLIT SETS

• El split set, consiste de un tubo ranurado a lo largo de su longitud, uno de losextremos es ahusado y el otro lleva un anillo soldado para mantener la platina. Al ser introducido el perno a presión dentro de un taladro de menor diámetro, se genera una presión radial a lo largo de toda su longitud contra las paredes del taladro, cerrando parcialmente la ranura durante este proceso.

• . La fricción en el contacto con la superficie del taladro y la superficie externa del tubo ranurado constituye el anclaje, el cual se opondrá al movimiento o separación de la roca circundante al perno, logrando así indirectamente una tensión de carga. • Los split sets, conjuntamente con los swellex, representan el más reciente desarrollo de técnicas de reforzamiento de roca, ambos trabajan por fricción (resistencia al deslizamiento) a lo largo de toda la longitud del taladro,. Aunque los dos trabajan con el mismo principio, tienen diferentes mecanismos de sostenimiento, como veremos más adelante.

• Su instalación es simple, solo se requiere una máquina jackleg o un jumbo. Proporciona acción de refuerzo inmediato después de su instalación y El diámetro del taladro es crucial para su eficacia, el diámetro recomendado para los split sets de 39 mm es de 35 a 38 mm, con diámetros más grandes se corre el riesgo de un anclaje deficiente y con diámetros más pequeños es muy difícil introducirlos. Son susceptibles a la corrosión en presencia de agua, a menos que sean galvanizados. En mayores longitudes de split sets,puede ser dificultosa la correcta instalación. Los split sets son relativamente costosos,pero, dependiendo principalmente del diámetro de la perforación efectuada, la longitud de la zona del anclaje y el tipo de la roca.Las siguientes consideraciones son importantes para su utilización:

SWELLEX

• También es un perno de anclaje por fricción, pero en este caso la resistencia friccional al deslizamiento se combina con el ajuste, es decir, el mecanismo de anclaje es por fricción y por ajuste mecánico, el cual funciona como un anclaje repartido. • El perno swellex está formado por un tubo de diámetro original de 41 mm y puede tener de 0.6 a 12 m de longitud o más (en piezas conectables), el cual es plegado durante su fabricación para crear una unidad de 25 a 28 mm de diámetro. Éste es insertado en un taladro de 32 a 39 mm de diámetro. No se requiere agua a alta presión (aproximadamente 30 MPa ó 300 bar) al interior del tubo plegado, el cual infla al mismo y lo pone en contacto con las paredes del taladro, adaptándose a las irregularidades de la superficie del taladro, así se consigue el anclaje.

• Una vez expandido el tubo, se genera una tensión de contacto entre el tubo y la pared del taladro, produciendo dos tipos de fuerzas: una presión o fuerza radial perpendicular a su eje y una fuerza de rozamiento estático, en toda su longitud, cuya magnitud depende de la estructura de la roca y de la dimensión del taladro.

5.1 PROCEDIMIENTO DE INSTALACION Una vez perforado el taladro, se introduce el tubo en la boquilla del brazo de instalación por el casquillo de inflado. Luego se introduce el tubo en el taladro. Hecho esto, mediante la bomba se aplica agua a alta presión para inflar el tubo, proceso que dura unos pocos segundos. Cuando la presión del agua llega a 30 MPa, la bomba se para automáticamente, quedando el swellex expandido en toda su longitud dentro del taladro. Debido al proceso de inflado, la longitud del perno se reduce por contracción, lo cual produce un empuje de la placa de reparto contra la roca con una tensión axial de 20 KN. Manera de instalar un swellex

AUSCULTACION • Auscultación y control de túneles y galerías es el proceso de observación de la dinámica de los procesos en la masa rocosa con respecto a la galería, particularmente esfuerzos, deformaciones y degradaciones por agentes ambientales. El propósito es garantizar la estabilidad y servicio de la estructura. GONZALO DUQUE ESCOBAR

EXAMEN FINAL DEL CURSO DE SOSTENIMIENTO EN MINERIA

SOSTENIMIENTO-2014

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