Tesis UNJBG 2003.- Evaluacion de La Estabilidad de Taludes en La MINA LOURDES

EVAL EVALUAC IÓN IÓN DE LA ESTABILIDAD ILIDAD DE TALUDES DES EN LA MINA MINA LOURDES DES

CONTENIDO

1.0. Introducción 1.1 Descripción y antecedentes del Problema 1.2 Fundamentos Teóricos 1.3 Hipótesis 1.4 Objetivos 1.5 Justificación del Problema 2.0. Marco Teórico 2.1. Importancia de las discontinuidades. 2.2. Tipos de rotura considerados 2. 3. Principios básicos en el diseño de taludes 2.3.1 Análisis estructural de la zona a estudiar. 2.3.2 Clasificación de Bienamski: 2.3.3. Información Lito-estructural Geotecnia de la zona. 2.3.5. Caracterización del macizo rocoso. Análisis de rocas Propiedades físicas Propiedades mecánicas. Aspectos hidrogeológicos. Aspectos de sismicidad. 2.4. Esquema teórico de estabilidad de taludes 2.5. Consideraciones generales en el diseño de taludes en roca 3.0. METODOLOGIA 3.1. Estudio de campo 3.2 Evaluación de las roturas potenciales A) Test Cinemática o de MARKLAND. B) Clasificación geomecánica S.M.R. para taludes en roca. 3.3 Determinación de la resistencia al corte de las discontinuidades 3.4 Aplicación de los métodos de análisis de estabilidad 4.0. RESULTADOS 4.1. Descripción del Área Del Proyecto 4.1.1. Ubicación y Acceso de la Unidad Productiva 4.1.2. Medio Ambiente Físico 4.1.2.1 Topografía y Fisiografía 4.1.2.2. Cortes Longitudinales y Transversales 4.1.3. Geologia 4.1.3.1. Geologia Regional 4.1.3.2. Geologia Local 4.1.3.3. Geología Estructural 4.1.3.4. Mineralogía y Paragénesis 4.1.4. Sismicidad y Clasificación Sísmica

CONTENIDO

1.0. Introducción 1.1 Descripción y antecedentes del Problema 1.2 Fundamentos Teóricos 1.3 Hipótesis 1.4 Objetivos 1.5 Justificación del Problema 2.0. Marco Teórico 2.1. Importancia de las discontinuidades. 2.2. Tipos de rotura considerados 2. 3. Principios básicos en el diseño de taludes 2.3.1 Análisis estructural de la zona a estudiar. 2.3.2 Clasificación de Bienamski: 2.3.3. Información Lito-estructural Geotecnia de la zona. 2.3.5. Caracterización del macizo rocoso. Análisis de rocas Propiedades físicas Propiedades mecánicas. Aspectos hidrogeológicos. Aspectos de sismicidad. 2.4. Esquema teórico de estabilidad de taludes 2.5. Consideraciones generales en el diseño de taludes en roca 3.0. METODOLOGIA 3.1. Estudio de campo 3.2 Evaluación de las roturas potenciales A) Test Cinemática o de MARKLAND. B) Clasificación geomecánica S.M.R. para taludes en roca. 3.3 Determinación de la resistencia al corte de las discontinuidades 3.4 Aplicación de los métodos de análisis de estabilidad 4.0. RESULTADOS 4.1. Descripción del Área Del Proyecto 4.1.1. Ubicación y Acceso de la Unidad Productiva 4.1.2. Medio Ambiente Físico 4.1.2.1 Topografía y Fisiografía 4.1.2.2. Cortes Longitudinales y Transversales 4.1.3. Geologia 4.1.3.1. Geologia Regional 4.1.3.2. Geologia Local 4.1.3.3. Geología Estructural 4.1.3.4. Mineralogía y Paragénesis 4.1.4. Sismicidad y Clasificación Sísmica

4.1.5. Clima y Meteorología 4.2. Sistema de Explotación 4.3 Minado Superficial 4.4. Mapeo Geotécnico 4.5 Clasificación de la Roca 4.6 Aplicación del ALGORITMO DEL D EL EQULIBRIO LIMITE 4.7. Discusión De Los Resultados CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES BIBLIOGRAFIA INTRODUCCION Descripción y antecedentes del Problema La mina LOURDES, explota recursos no metálicos por el método de Canteras a Cielo Abierto, ocasionando grandes modificaciones al perfil original del terreno, con el fin de mejorar la explotaciones debe implementar un método de minado superficial por bancos que permita un mejor control de la estabilidad del terreno. Esto implica la necesidad de establecer los parámetros geomecánicos y establecer los dominios geotécnicos del área de la explotación que permitan un diseño seguro de bancos y taludes en roca y en los botaderos de desmonte. La UNJBG, cuenta con algunos equipos que permiten establecer la magnitud de estos parámetros en su Laboratorio de Mecánica de Rocas, por lo que es factible alcanzar los objetivos del Proyecto de Investigación. Fundamentos Teóricos Este trabajo se enfoca principalmente a taludes en rocas, tanto blandas como duras (aunque mantener este enfoque puede ser difícil en algunos materiales, en los cuales la distinción entre suelo y roca es imprecisa, particularmente cerca de la superficie). El ingeniero geotecnista tiene un interés permanente en los taludes en suelos o rocas, ya sea como parte del medio ambiente natural en el cual trabaja, o como un elemento esencial de una obra por construirse, encima o incluso por debajo del nivel del terreno. Es importante señalar que un talud en rocas en la superficie y una excavación en el subsuelo, son dos ambientes claramente distintos, siendo el talud en la superficie generalmente menos seguro. Aunque una persona puede sentirse más expuesta al peligro trabajando en el subsuelo, debido a los peligros que implican el trabajar en un ambiente cerrado, las excavaciones en

la superficie tienden a ser menos estables debido a que se tienen esfuerzos bajos, materiales con grados de intemperismo más elevados y a la acción del agua. Generalmente, una excavación abierta incluye rocas intemperizadas, cuyas resistencias son mucho menores que la de la roca intacta. Algunas rocas blandas continuarán degradándose debido a alteraciones durante la construcción y posteriormente debido a la acción del agua y del clima, particularmente en regiones con climas cálidos y húmedos. No obstante que las vetas de agua pueden ser interceptadas tanto en la superficie como en el subsuelo, los materiales en la superficie pueden permitir un mayor flujo de agua debido a su mayor porosidad y grado de fracturamiento, a pesar de la menor carga de agua; además, las aguas superficiales forman parte de los problemas que pueden ser causados por las aguas subterráneas. Tanto en la superficie como en el subsuelo, las presiones hidráulicas en discontinuidades y las presiones de poro en rocas fisuradas, estratos de rocas sedimentarias blandas o en el material poroso de relleno de las fallas (el cual se comporta como suelo) pueden con toda seguridad desestabilizar un macizo rocoso. Durante tormentas, las excavaciones en la superficie también tendrán que enfrentarse a problemas debidos a la pérdida de presión capilar o al ablandamiento de materiales arcillosos que inicialmente se encuentran en un estado no-saturado o disecado. Similarmente, la erosión, tanto interna como externa, de materiales limosos derivados de la meteorización, típicos en suelos residuales, pueden llevar a una rápida destrucción del talud. Los taludes artificiales en roca son el producto de excavaciones realizadas para abrir espacio para rutas de transporte, edificios, centrales eléctricas, presas y portales de túneles. Son taludes "permanentes" en los cuales es necesario prevenir, o al menos controlar los movimientos de roca. Sin embargo, incluso taludes de roca "temporales", como son los usados en canteras y en operaciones de construcción, pueden tener porciones que requieren la prevención de fallamientos o deslizamientos por un largo periodo. Además, algunos taludes diseñados solo para uso temporal terminan cobrando vida propia como parte integral del paisaje, colindantes con desarrollos de viviendas o complejos industriales.

Debido a que una excavación no debe poner en riesgo la seguridad de instalaciones adyacentes durante un cierto periodo, el ingeniero tiene que estar capacitado para interpretar señales indicadoras de un problema inminente. Algunas de estas señales dependen de la forma de fallamiento que puede experimentar el material del talud. Afortunadamente, la gran mayoría de los problemas con la estabilidad de taludes se manifiestan durante el periodo de construcción y permiten su rectificación con medidas apropiadas, en especial si el modo de falla es identificado correctamente. Sin embargo, después de cierto tiempo se desarrollan otros movimientos, en el que etapas sucesivas dentro de una progresión de eventos, mueven el talud, lenta y ocultamente, hacia el peligro o eventualmente hacia una ruptura total. Hipótesis El análisis de la estabilidad de taludes permite establecer los parámetros para los diseños más seguros y para elegir las técnicas de mitigación más económicas y factibles. Objetivos • Realizar las evaluaciones de campo, de laboratorio y de gabinete para determinar los parámetros geomecánicos de las estructuras presentes en el área de la explotación de la mina Lourdes. • Aplicar las metodologías disponibles para determinar los factores de seguridad del diseño de bancos y taludes óptimo. • Proponer las medidas de mitigación de eventuales problemas de estabilidad en las canteras de la mina Lourdes. • Realizar el análisis de sensibilidad de los diversos parámetros considerados. Justificación del Problema En Tacna, existen más de 10 empresas de la minería artesanal productoras del recurso no metálico SILICA ROCA, constituido principalmente por cuarcitas y areniscas con alto contenido de dióxido de silicio, dicho recurso es material complementario esencial para la fusión de los concentrados de cobre en la Fundición de Ilo (SPCC). La mayoría de dichas empresas no han estado operando formalmente, es decir, cumpliendo con toda la normatividad vigente; ante esta situación por iniciativa de las organizaciones de la pequeña minería y de la minería artesanal se ha producido una iniciativa parlamentaria que ha conducido a la promulgación de la Ley N° 27651 LEY DE FORMALIZACION Y PROMOCION DE

LA PEQUEÑA MINERIA Y LA MINERIA ARTESANAL, QUE EN SU Art. 18° obliga a la presentación de su respectivo Programa de Adecuación y Manejo Ambiental (PAMA), cuyo contenido se detalla en el Art. 58° del Reglamento de la referida Ley, donde además se exige la identificación y el tratamiento de la Estabilidad de Taludes, entre otros items. Una revisión sucinta de los PAMAs, nos permite apreciar que los consultores involucrados en su elaboración no han cumplido con realizar los estudios exigidos por el Reglamento correspondiente. Por lo que, el establecimiento de una metodología de evaluación por parte de la UNJBG en el caso de la mina LOURDES, posibilitará ofrecer los servicios correspondientes a fin de superar esta carencia a nivel global de la minería departamental. 2.0 MARCO TEÓRICO 2.1. Importancia de las discontinuidades. Nosotros tendemos a pensar en la mecánica de rocas como una disciplina de la ingeniería moderna y cuando, ya en 1773, Culomb incluyó resultados de pruebas en las rocas de Burdeos en un informe leído ante la Academia Francesa en París (Culomb (1776), Heyman (1972)). Los ingenieros franceses empezaron la construcción del Canal de Panamá en 1884 y esta tarea fue retomada por el Cuerpo Ingenieros del ejército americano en 1908. En el medio siglo entre 1910 y 1964, se registraron 60 deslizamientos en los cortes a lo largo del canal y, aunque estos deslizamientos no se analizaron en las condiciones de mecánica de rocas, el reciente trabajo por el Cuerpo Americano de Ingenieros (Lutton et al (1979)) muestras que estos deslizamientos eran predominantemente controlados por las discontinuidades estructurales y esos conceptos modernos de la mecánica de rocas es totalmente aplicable al análisis de estos derrumbes. Discutiendo los deslizamientos del Canal de Panamá en su Dirección Presidencial de la primera conferencia internacional de Mecánica de Suelos e Ingeniería de Cimentaciones en 1936, Karl Terzaghi (Terzaghi (1936), Terzaghi y Voight (1979)) dijo 'El descenso catastrófico de los taludes de los cortes más profundos del Canal de Panamá han emitió una advertencia que nosotros estábamos sobrepasando los límites de nuestra habilidad de predecir las consecuencias de nuestras acciones.... '. En 1920 Josef Stini empezó la enseñanza de la 'Geología Técnica' en la Universidad Técnica de Viena y antes de que él se muriera

en 1958 había publicado 333 informes y libros (Müller (1979)). Él fundó el periódico Geologie und Bauwesen, el precursor del periódico actual Rock Mechanics, y probablemente fue el primero en dar énfasis a la importancia de las discontinuidades estructurales en la ingeniería del comportamiento de las masas de roca. Otros científicos notables e ingenieros de una variedad de disciplinas hicieron algún trabajo interesante sobre el comportamiento de las rocas durante la parte temprana de este siglo. von Karman (1911), King (1912), Griggs (1936), Ide (1936), y Terzaghi (1945) todos trabajaron sobre el derrumbe de materiales de roca. En 1921 Griffith propuso su teoría del derrumbe de material quebradizo y, en 1931 Bucky empezó usando una centrífuga para estudiar el derrumbe de un modelo de mina bajo la carga de gravedad simulada. Los tempranos 1960s fueron muy importantes en el desarrollo general de la mecánica de rocas mundial porque varios derrumbes catastróficos ocurrieron qué claramente demostraron que, en la roca así como en el suelo, 'nosotros estábamos sobrepasando los límites de nuestra habilidad de predecir las consecuencias de nuestras acciones (Terzaghi y Voight (1979)). Stini fue uno de los pioneros de la mecánica de rocas en Europa y él acentuó la importancia de las discontinuidades estructurales controlando el comportamiento de las masas de roca (Müller (1979)). Stini estuvo implicado en una amplia gama de trabajos de ingeniería civil subsuperficiales y no es sorprendente que su énfasis estuviera en el papel de las discontinuidades dado que éste era obviamente el problema dominante en todo su trabajo. Igualmente, el libro del texto de Talobre (1957), reflejando el enfoque francés para la mecánica de rocas, reconocido el papel de estructura en una magnitud mayor que lo hicieron los textos de Jaeger y Cook, Coates y Obert y Duvall. El análisis completo de estabilidad de un talud de roca depende en un estudio detallado de las orientaciones y características de las discontinuidades dentro de la masa de roca. Una discontinuidad se define como un plano de debilidad estructural o superficie a lo largo de la cual el movimiento de la masa rocosa podría tomar lugar.

Los tipos de discontinuidades de roca normalmente encontrados incluyen las fracturas, junturas, fallas, zonas de corte, planos de estratificación, y foliaciones. Cada discontinuidad tiene características tal como longitud, orientación, el espaciamiento, rugosidad de la superficie, propiedades físicas de la roca adyacente, material de relleno y condiciones de agua que se relacionan directamente a la probabilidad de falla a lo largo de esa discontinuidad. 2.2. Tipos de rotura considerados En una masa rocosa expuesta, ciertas características observables alertan sobre la inminencia de riesgo, mientras que otras son evidencias de un peligro ya existente. La Figura 1 muestra algunas de estas características. Dondequiera que se pueda ver una superficie expuesta a lo largo de una falla, de un plano de estratificación, de una diaclasa o de cualquier otra discontinuidad como en (a) de la Figura 1A, permiten asumir que lo que una vez cubrió esta superficie ya fue removido. Esta simple observación identifica el rasgo estructural principal como una superficie comprobada de deslizamiento o desprendimiento. Los bloques removidos de esta superficie, probablemente fueron debido a la erosión, de un deslizamiento o por rotación y los agentes que causaron este movimiento pueden haber desaparecido; sin embargo, el detalle siempre amerita una inspección. De la misma forma, las discontinuidades escalonadas como en (b) de la Figura 1B, sugieren que las columnas que sobreyacían, pudieron fallar por volteo en el pasado, posiblemente durante la etapa de construcción, por lo tanto, se identifica una tendencia al volteo si las condiciones geométricas se llegan a repetir. Es posible identificar varios tipos de grietas de tensión en taludes. El movimiento de un bloque a lo largo de una superficie de corte nueva o pre-existente, como en la Figura 1C, puede abrir una o más grietas lineales o arqueadas como en (c). En granito con fracturamiento en capas o en formaciones de areniscas masivas, donde los llamados "arcos" se forman a medida que las capas descienden, nuevas grietas por tensión en arco preceden el rompimiento de una laja, como en (d) de la Figura 1D. En ambos casos, la formación de las grietas por tensión implican que la fuerza resistente, previamente sostenida por esfuerzos de tensión, se ha perdido y ha sido reemplazada por una mayor resistencia al corte en las superficies de deslizamiento. En modelos de fricción es posible observar el

deslizamiento y las deformaciones internas adicionales, que ocurren simultáneamente junto con la formación de grietas por tensión. En masas rocosas que presentan mecanismo de volteo las velocidades de volteo distintas entre dos capas adyacentes abren grietas en V amplias y profundas, como en (f) de la Figura 1E. De la misma manera, el movimiento incipiente de un bloque deslizante limitado por discontinuidades, abrirá estas estructuras que servirán como superficies de desprendimiento, como en (k) de la Figura 1H; en este caso, la abertura de las discontinuidades reemplaza a la formación de nuevas grietas de tensión, que ocurren en los deslizamientos sin fracturas, pero los resultados difieren debido a que la abertura de estructuras no causa un incremento automático en los esfuerzos cortantes en la superficie de deslizamiento, debido a que las fracturas de desprendimiento nunca soportaron esfuerzos de tensión. Los diferentes tipos de fallamiento de taludes en suelo o en rocas dejan huellas características. Por ejemplo, una falla por volteo, como en la Figura 1E, produce no solamente las aberturas profundas entre capas (f) como fue previamente indicado, sino que también expone hacia la parte superior del talud la cresta de las capas de deslizamiento (e). Estos escarpes fueron denominados "escarpes obsecuentes" por Goodman y Bray (1976). Las fallas por volteo también producen una zona de roca quebrada al pie del talud, así como en los taludes detríticos, como se muestra en (g) de la Figura 1E. Los deslizamientos clásicos por hundimiento (slump), con rotación inversa, producen notables escarpes en la cresta como en (h) y una zona de corrimiento o sobrecorrimiento en el pie del talud, como en (i) de la Figura 1F. Los movimientos de bloques individuales, delimitados por discontinuidades, dejan en los taludes en roca expresiones de cavidades de estos bloques, como en (j) de la Figura 1G, las cuales han sido denominadas moldes por Hatzor y Goodman (1995). Estos últimos identifican combinaciones de superficies de discontinuidad que se intersectan en un punto en el espacio dentro de la masa rocosa y delimitan un bloque "removible". Si estos bloques se desplazaron bajo la acción de las mismas fuerzas naturales que aún actúan en el talud, los "moldes" identifican los "bloques clave"; debido a que existen varios sistemas de discontinuidades que pueden intersectarse y formar bloques importantes. La identificación de los "malos de la película" es una parte relevante de la información geotécnica.

La Tabla 1 lista las formas de fallamiento típicas en taludes rocosos. Los cinco primeros se desarrollan mejor en rocas blandas, que se comportan como suelos; el sexto ocurre en rocas blandas o duras y los restantes diez modos de falla son más frecuentes en rocas duras. Ejemplos de materiales típicos en los cuales también son observados estos modos de falla, se indican en la Tabla 1. Los contenidos de esta tabla serán presentados en detalle en los siguientes párrafos. Tabla 1 Modos típicos de fallamiento en taludes de rocas MODO DE FALLA

ROCAS TÍPICAS

Hundimiento (cortante con rotación inversa)

Arcillas-lutitas blandas o intemperizadas; rellenos de falla; tobas blandas.

Erosión/Tubificación

Suelos residuales limosos, especialmente granito desintegrado, rellenos limosos de falla, areniscas no cementadas, sedimentos piroclásticos sin arcilla, no cementados.

Desprendimiento

Brechas y cementados, fracturadas.

Deslizamiento sobre "fracturamiento en capas" preexistentes o de nueva formación

"Fracturamiento en capas" preexistentes en granitos y areniscas, fracturas en capas nuevas, en rocas duras intemperizadas sobre taludes muy inclinados, areniscas masivas frágiles y piroclásticos.

Roca triturada desintegrada

Las rocas suaves forman puenteo de roca que impide el movimiento de bloques; las rocas rígidas originan el fallamiento por capacidad de carga de rocas suaves o suelos subyacentes, i. e. Tobas pobremente soldadas sobre tobas suaves alteradas.

o

conglomerados rocas duras

pobremente densamente

Deslizamiento de un bloque o múltiples bloques sobre un plano

Rocas duras o suaves con discontinuidades bien definidas, ejemplos: rocas sedimentarias estratificadas, rocas volcánicas de flujo, granito fracturado en bloques, aún si están alterados y rocas metamórficas foliadas.

Deslizamiento de un bloque o múltiples bloques a través de una línea de intersección

Rocas en bloques, con dos sistemas continuos de fracturamiento, como las rocas sedimentarias con fracturamiento ortogonal, rocas falladas, granitos fracturados en bloques y especialmente rocas metamórficas foliadas.

Hundimiento o asentamiento de un bloque o múltiples bloques (rotación inversa sobre una esquina o arista del bloque).

Rocas duras con fracturas persistentes paralelas, buzando hacia el espacio libre, con mayor inclinación que el ángulo del talud y al menos una fractura plana aflora en el corte. Se desarrolla principalmente en pizarras, filitas y esquistos.

Volteo de un bloque o múltiples bloques (rotación hacia adelante sobre un borde o arista)

Rocas duras con fracturas paralelas buzando hacia el macizo rocoso, con o sin fracturamiento ortogonal. Se desarrolla mejor en pizarras, filitas, esquistos y en rocas sedimentarias estratificadas con buzamiento fuerte; también en granitos fracturados en bloques.

Colapso columnas

Rocas sedimentarias débiles, de estratificación delgada con buzamiento paralelo al talud, sin fracturamiento ortogonal. Se presenta típicamente en lutitas/areniscas, lutitas/pedernal, horizontes de carbón y pizarras, filitas o esquistos.

de

Deslizamiento volteo al pie

por

Rocas típicas al volteo, al pie de un derrumbe o deslizamiento en bloque, particularmente cuando el pie del deslizamiento es una falla.

Deslizamiento

por

Rocas típicas al volteo que subyacen a un

volteo en la base

deslizamiento o deslizamiento de bloque, particularmente donde la base del deslizamiento es una superficie de falla.

Deslizamiento por ruptura en la base

Rocas débiles que se pueden romper bajo un esfuerzo cortante paralelo a la superficie del deslizamiento, donde la superficie aflora en una ladera pronunciada o tajo.

Torsión o rotación de bloques

Macizo rocoso en bloques donde el deslizamiento sobre una superficie potencial de deslizamiento, es impedido por la rugosidad y el puenteo de las fracturas, formando una "bisagra".

Rotación de bloques a través de una esquina

Macizo rocoso en bloques que puede deslizar a lo largo de una línea de intersección, pero son impedidos de hacerlo por la rugosidad y puenteo de las fracturas en donde la esquina aflora.

Estallido de rocas

Movimientos dinámicos violentos y nuevas fracturas debido a esfuerzos insitu; se presenta ocasionalmente en canteras de rocas metamórficas y graníticas sin uso de explosivos.

Fuente: Goodman, Richard E. 1998. El Comportamiento de la Roca en Taludes. CUADERNOS FICA. MEXICO. Si un talud de roca es grande y contiene una variedad de estructuras y tipos de roca, no debe esperarse que una sola forma de fallamiento cubra todos los sectores. Por el contrario, en una masa rocosa en deslizamiento sería razonable encontrar más de uno de los mecanismos de falla simple, actuando simultáneamente; una parte puede estar deslizándose, otra volcándose, otra experimentando erosión e incluso otra sufriendo fracturamiento y destrucción de lo que previamente era una masa de roca continua. Algunos de los principios que gobiernan este comportamiento complejo son los siguientes.

Los bloques aislados se forman por la intersección de discontinuidades pre-existentes y la superficie de la excavación. Los bloques orientados desfavorablemente se mueven primero, dejando en su lugar un nuevo espacio hacia el cual los bloques adyacentes pueden moverse; los primeros fueron denominados "bloques clave" por Goodman y Shi (1985). El deslizamiento a lo largo de una cara o de un borde de bloque de roca que esté orientado desfavorablemente, ocurrirá si se cumplen las condiciones cinemáticas. La condición más importante es que el bloque sea "removible" en el espacio excavado, implicando que la dirección de movimiento incipiente aflora o tiene salida hacia la excavación. Si se impide el movimiento por deslizamiento, se favorece al mismo tiempo el movimiento por rotación. Por lo tanto, cuando las posibilidades de deslizamiento son impedidas, debido a que los planos de deslizamiento no afloran hacia la excavación, pueden ocurrir mecanismos por volteo, pandeo (buckling), hundimiento de bloque (block slumping) y fallamiento por torsión o torsional failure.

Los bloques incompletos que no están totalmente cortados por el sistema de discontinuidades (implicando que no están completamente "aislados"), podrían fallar cuando la formación de nuevas fracturas en la roca los termine de aislar. Estos principios cubren la mayor parte de los modos de falla de la Tabla 1, la cual examinaremos metódicamente de abajo hacia arriba. El hundimiento (slumping) es la clásica falla por corte con rotación inversa, mejor desarrollada en suelos arcillosos. Solo algunos tipos de masas de roca son suficientemente blandos como para desarrollar un verdadero hundimiento, la mayoría

carecen de estructuras o estratos blandos. Los tipos de roca que generan este tipo de fallamiento son ricas en arcilla, ablandadas por relajamiento y por la acción del agua, como por ejemplo esquistos arcillosos ricos en esmectita y rocas tobaceas meteorizadas o alteradas. Las fallas por hundimiento también pueden ocurrir en rocas altamente fisuradas, que contienen tantas discontinuidades que pueden considerarse efectivamente homogéneas, como por ejemplo las que se encuentran en zonas adyacentes a fallas tectónicas, en sedimentos Terciarios y en formaciones rocosas que contienen carbón. En la mayoría de las demás rocas, las fracturas se originan por tensión, más que por ruptura al corte, de manera que es raro encontrar la clásica superficie de falla circular. La Figura 2A muestra un estilo de falla por hundimiento que se encuentra en formaciones rocosas, en las cuales el material que se desliza es levantado por presiones de agua de un acuífero subyacente, cuyo drenaje hacia el fondo del valle ha sido impedido. La causa principal de este deslizamiento son las altas presiones de poro en la formación que se desliza, la cual actúa como un acuicludo. La Figura 2B muestra un caso similar en el cual las altas presiones de poro son causadas por una capa impermeable en la base del talud, que impide el flujo de las aguas subterráneas. Siguiendo con el mismo concepto, Terzaghi advirtió repetidamente acerca del efecto desestabilizador de las presiones de poro que se producen cuando los estratos sedimentarios impiden el flujo de agua subterránea a través de fracturas con alta permeabilidad. La erosión puede degradar seriamente un talud en rocas, ya sea por flujo concentrado de aguas superficiales, o debido a erosión interna o tubificación, particularmente en sedimentos limosos poco cementados, en granito altamente meteorizado y en "tucurugüay". La erosión interna y la tubificación pueden ocurrir cuando los taludes naturales o artificiales contienen material limoso suelto en contacto con una roca dura, con fracturas abiertas, lo cual ocurre sistemáticamente en series de rocas volcánicas y en zonas de falla. Si los suelos erosionables están aguas abajo de una roca con fracturas abiertas, la filtración puede iniciar un proceso de erosión rápida, el cual pone en peligro las rocas adyacentes al cambiar la configuración de la excavación y socavar su soporte. Si los suelos erosionables están aguas arriba de las discontinuidades abiertas, es posible la erosión interna en las fracturas, pero generalmente causa menor

daño al talud (aunque puede ser perjudicial para estructuras aguas arriba). El desprendimiento (ravelling) se refiere al relajamiento y erosión progresiva de cantos o bloques de la superficie del talud. Es un proceso de desgaste de masas y erosión gradual por meteorización y transporte gravitacional. Las rocas altamente fracturadas, como son el basalto columnar y las areniscas frágiles que se encuentran sobre lutitas blandas, pueden llegar a formar grandes conos de deyección por este proceso. Dependiendo de la forma de la sección del talud, las partículas en movimiento pueden llegar a convertirse en proyectiles. El fracturamiento en capas (sheet jointing) describe estructuras por extensión que se forman a poca profundidad y paralelas a la superficie. El fracturamiento en capas clásico, que ocurre en rocas graníticas y en areniscas masivas, existe antes de la excavación y es sub-paralelo a la pendiente original del talud. Sin embargo, tiende a formarse un nuevo fracturamiento en capas paralelo al talud, con pendiente fuerte en rocas duras o blandas que estén relativamente sanas. Si la inclinación de este fracturamiento es mayor que el ángulo de fricción entre las paredes de la discontinuidad, como suele ocurrir, el talud es estable solamente por acción de los esfuerzos de tensión en la parte superior de la porción más acantilada de las capas, las cuales en realidad quedan colgando. Las grietas nuevas, como se muestra en la Figura 1D, permiten que estas capas se desprendan. La meteorización de estas capas reduce la resistencia a la tensión (a una velocidad sorprendente en climas húmedos y cálidos), permitiendo su desprendimiento y consecuente caída. La Figura 3 muestra el fallamiento de una capa colgante formada debajo de un talud recientemente excavado. Este deslizamiento es destructivo porque ocurre inesperadamente. Si el talud es alto, el volumen de material puede ser grande, aún si la nueva capa es delgada. La Figura 4 ilustra un mecanismo de relajamiento de un macizo rocoso (rock-mass loosening) que se parece a la formación de fracturamiento en capas y opera en areniscas alternadas con lutitas. Cuando el talud se expande hacia adelante, la arenisca se parte, mientras que la lutita sufre degradación. La capa entera puede fallar más tarde, debido a la acción de agua o hielo, degradación progresiva o como un resultado inadvertido de

inyección de lechadas. Ya en 1962 Terzaghi llamó la atención contra la degradación de taludes después de su formación. En el análisis de falla de taludes es poco frecuente que la roca triturada (rock crushing) sea instrumentada, no obstante la acción importante de las discontinuidades en una masa rocosa. La ruptura del puenteo de las discontinuidades en la roca (rock bridges) permite el aislamiento de algunos bloques deslizantes, que de otra manera hubieran fallado al inicio de la excavación. Debido a la continuidad finita de la mayoría de las discontinuidades, los deslizamientos importantes inicialmente, pueden no estar aislados totalmente por el sistema de discontinuidades. Después de la excavación, el crecimiento gradual de grietas aumenta los esfuerzos, concentrándolos en la porción no-fracturada del puenteo, conduciendo a un incremento en la velocidad de movimiento y a su consiguiente fallamiento. El deslizamiento en bloque (block sliding) en un plano de debilidad puede ocurrir solamente después de que la masa a deslizarse haya sido completamente aislada. En el caso de una masa de roca con un grupo dominante de juntas de estratificación, el deslizamiento no puede ocurrir a no ser que el aislamiento lateral del bloque se logre por la presencia de arroyos o bien si en los costados ha ocurrido desplazamiento lateral tipo falla por cortante. Esto último se facilita por la ocurrencia de fallas individuales o zonas de cizallamiento que cortan la masa a deslizarse en una dirección más o menos paralela al buzamiento de la superficie de deslizamiento. Los bloques definidos por tres o más sistemas de fracturamiento sensiblemente paralelos no requieren de ninguna otra estructura o elemento topográfico si definimos que son removibles en el espacio excavado. Una prueba simple de movilidad determinada por el teorema de Shi, es una de las contribuciones más importantes de la teoría de bloques, como fue tratado por Goodman (1995). Los bloques que pueden ser removibles pueden deslizarse en un solo plano o en dos planos que se intersectan, moviéndose a lo largo de una de las aristas del bloque (una línea de intersección entre dos fracturas). También pueden moverse en un modo rotacional, como será descrito a continuación. Los deslizamientos de cuña (wedge slides) ocurren en taludes convexos cortados solamente por dos superficies de

discontinuidad no paralelas. En estos casos, los bloques son labrados con aproximadamente cuatro caras por los dos planos de discontinuidad en la roca y por dos planos tangentes a la superficie. Por lo tanto no es necesaria la presencia de superficies laterales para aislar el bloque cuando éste está a punto de deslizarse. En consecuencia, grandes masas deslizantes pueden ser liberadas por la intersección de una zona de cizallamiento o una falla de contacto entre dos miembros o dos formaciones o cualquier otra estructura bien definida, como un plano de estratificación buzante. Un ingeniero o un geólogo a quien se confía la seguridad de taludes en roca tiene que poner atención especial a la interpretación del mapa geológico de un proyecto, para asegurarse que este tipo de intersección no quede expuesta por la excavación proyectada. El hundimiento de bloques (block slumping) describe un modo de rotación inversa donde bloques de roca dura se mueven de su contacto original de cara a cara, a un contacto de borde a cara. Descrito inicialmente por Wittke (1965), el modo de falla de hundimiento de bloques es el tema de una reciente disertación doctoral por Kieffer (1998). La Figura 5, tomada de la tesis de Kieffer, muestra como el hundimiento de varios bloques produce un escarpe que se asemeja en general a aquel que se produce en la falla por hundimiento (rotación) en suelos; sin embargo la anatomía interna es distinta, con bloques independientes que sufren rotación inversa y grandes aperturas tabulares. La Figura 6, también de Kieffer (1998), muestra como los bloques hundidos cambian de acuerdo al grado de fracturamiento transversal. En los tres casos, las capas están impedidas de deslizarse solamente sobre los planos de estratificación sumamente inclinados; en cambio se deslizan simultáneamente sobre la estratificación y un plano de fracturamiento transversal poco inclinado; esto atribuye a los estratos una acción similar a la mecánica de vigas, las cuales se fracturan y deforman. La Figura 7 muestra un modo similar en el cual un bloque tras otro experimentó hundimiento y se deslizó hacia abajo sin rotar ni cambiar de orientación sobre un estrato subyacente blando. Sin exploración del subsuelo, es posible confundir este talud de bloques de roca, con un talud en un macizo rocoso homogéneo de roca estratificada. El volteo (toppling) es una forma de fallamiento profundo en taludes, en los cuales los bloques o columnas tienen un

buzamiento opuesto a la superficie expuesta, de manera que un estrato tiende a quedar colgado y soportado solamente por la resistencia pasiva de las capas de la base del talud. La Figura 8 muestra tres clases de roturas por volteo, nombradas por Goodman and Bray (1976). El conferencista se ve obligado a confesarles su frustración en intentar comunicar el impacto de este mecanismo de fallamiento a algunos geólogos, cuya aceptación del volteo como un riesgo en taludes se encuentra impedida por su extraña atracción a la explicación de que esto no es nada más que un flujo de rocas (rock-creep). Es cierto que un mecanismo de flujo, visto desde la perspectiva de la geología física, incluye una lenta rotación, similar al volteo de estratos muy inclinados, el cual incluye una flexión a poca profundidad. Para el autor, el término flujo implica un movimiento lento y semi-contínuo bajo un esfuerzo constante, el cual no lleva necesariamente a un fallamiento. En cambio los fallamientos por volteo pueden ser profundos, grandes y rápidos y pueden incluir roca fresca muy por debajo de la zona de verdadero flujo geológico. Como cualquier deslizamiento, el periodo de movimiento rápido es precedido por movimientos que van acelerando lentamente a medida que el peso de la roca se redistribuye hacia los extremos de los bloques al pie del talud. Después de la rotura principal, el macizo rocoso, ahora roto en flexión, continúa su lento "caminar" cuesta abajo y en esta condición, con seguridad dañaría tuberías de conducción colocadas erróneamente sobre un macizo rocoso con mecanismo de volteo (un error que aparentemente es muy común). Las fallas de hundimiento de bloques y volteo pueden producir frentes escarpados de bloques de roca sueltos. Este material de talud suelto puede convertirse en un grave peligro para construcciones ubicadas cuesta abajo. El colapso de columnas (column collapse), o pandeo (buckling) describe fallas por compresión de columnas de roca, los cuales se desarrollan típicamente en un rebaje de mina. Como se ilustra en la Figura 9, este modo es distinto al típico pandeo de una columna homogénea rodeada por completo de espacio abierto. El pandeo de un estrato de roca puede ocurrir solamente en una dirección; es más, el inicio del colapso de una columna de roca se desarrolla a partir de alguna imperfección inicial del estrato, como puede ser una flexión menor o una zona blanda en el material, en algún punto de la región de esfuerzo crítico en su parte baja, como fue tratado por Cavers (1981). Es probable que

algunos fallamientos atribuidos a pandeo ocurrieron en realidad debido a un hundimiento de bloques, facilitado por un fracturamiento en cruz en la parte inferior de la columna. La Figura 10, de Kieffer (1998) muestra una forma de fallamiento intermedia entre los modos de hundimiento de bloques y pandeo, el cual puede ser denominado hundimiento por bandas plegadas (kink-band slumping). Una serie de fallamientos secundarios de volteo, presentados por Goodman y Bray (1976), están ilustrados en las Figuras 11 y 12. El deslizamiento por volteo al pie, ocurre cuando las capas que están impedidas de deslizarse (porque no afloran al espacio abierto) ocupan la región pasiva de un deslizamiento en bloque. La Figura 11C muestra un ejemplo del caso, que ocurrió por la existencia de una falla en la base de estratos potencialmente deslizables, que no afloraban al espacio abierto. En realidad este es un mecanismo activo/pasivo de dos bloques, en el cual la región pasiva se vuelca en vez de deslizarse. La Figura 12 muestra dos casos adicionales de deslizamiento por volteo al pie. El deslizamiento a la izquierda del valle (a) tiene un bloque activo compuesto de filitas intemperizadas moviéndose a lo largo de un plano de debilidad a poca profundidad (como por ejemplo sobre una nueva fractura en capas) y se apoya contra un bloque pasivo con estructuras densas de foliación altamente inclinadas hacia el fondo del valle. Obsérvese que la punta del volteo y forma del bloque pasivo no podrían experimentar volteo bajo su propio peso, ya que las columnas de este bloque, antes de entrar en flexión, no son colgantes. En el deslizamiento del lado derecho del valle de la Figura 12, el bloque activo es una unidad metamórfica masiva y el bloque pasivo está formado por una filita con discontinuidades frecuentes, inclinada hacia el talud, en la forma típica de un volteo por peso propio. En el deslizamiento por volteo en la base, ilustrado en Figura 11B, la transmisión de esfuerzos horizontales de cortante a lo largo de la base de un deslizamiento incipiente, causa el volteo de los estratos con buzamiento fuerte, que forman el cimiento al pie del deslizamiento, lo cual desencadena la destrucción de los cantiles sobreyacentes. El deslizamiento por ruptura en la base, ilustrado en la Figura 13, es similar, pero el bloque pasivo falla como un material de roca intacta blanda. En el caso ilustrado, el esfuerzo cortante transmitido bajo el pie del deslizamiento induce el rompimiento por tensión de la roca de esta formación.

El debilitamiento y la destrucción al pie del talud pueden hacer que una masa rocosa que estaba experimentando flujo previamente, sufra un derrumbe completo. La torsión de bloque (block torsion) es una forma de fallamiento de un solo bloque, en el cual una restricción local al desplazamiento hace que el bloque rote a partir de una charnela, en el punto donde el deslizamiento es impedido. Detenido en su deslizamiento, el bloque se mueve rotacionalmente a lo largo de una superficie de contacto. Este mecanismo de falla puede sorprender a un constructor que ancló un bloque, colocándolo cerca de una arista del bloque. La rotación del bloque en una arista es similar, con un movimiento rotacional del bloque hacia adelante, sin que haya contacto en ningún plano. El análisis de este tipo de fallamiento por rotación fue presentado por Wittke (1984) y Mauldon y Goodman (1990). El último modo de fallamiento en la Tabla 1, estallamiento de roca (rock bursting), se refiere a la ruptura de la roca cerca de la superficie debido a los elevados esfuerzos tangenciales. Este modo difiere de la formación de fracturamiento en capas descrito anteriormente, donde el crecimiento de la fractura y la destrucción de la roca son eventos dinámicos. El estallamiento de roca ocurre típicamente en canteras de granito y en regiones con esfuerzos muy altos, pero también puede ocurrir en canteras de mármoles y cuando se excavan taludes en roca dura, en la base de un cañón angosto y profundo. De esta lista de mecanismos de falla de talud, uno puede apreciar lo importante que es la caracterización del macizo rocoso y su estructura, para poder juzgar el tipo de fallamiento. Para descifrar el modo o modos de fallamiento, las herramientas elementales son el mapeo geológico estructural, la medición de alturas piezométricas y de manantiales a lo largo del talud y la observación de las deformaciones del talud por medio de medición topográfica de puntos fijos en la macizo rocoso y, si es posible, de inclinómetros. La Figura 14 compara la información de dos inclinómetros en un deslizamiento (a) y en un volteo (b). La diferencia más significativa de esta distribución de desplazamientos se debe al hecho de que el deslizamiento incluye esencialmente movimiento de cuerpo rígido de toda la masa que se desliza, en cambio el volteo es un movimiento de inclinación con desplazamientos predominantemente horizontales que decrecen linealmente a medida que la profundidad aumenta.

Una vez que se ha determinado el mecanismo de fallamiento, el grado de seguridad puede ser evaluado usando estática tridimensional, con diagramas de cuerpo libre deducidos del mapa geológico y de las presiones de agua calculadas a través de piezómetros. El análisis de equilibrio límite usando la teoría de bloques, se aplica en particular cuando hay un deslizamiento de un solo bloque de forma tridimensional compleja. La teoría de bloques determina la influencia que tiene la orientación del talud en la forma de falla y en la estabilidad del talud. Con modos de falla bi-dimensionales, como puede ser volteo, volteo secundario, hundimiento de bloques y deslizamiento simple. Estudios de este tipo están dentro de la capacidad de, por ejemplo, análisis numérico por UDEC, DDA y FLAC. El enfoque numérico permite al analista la comparación del costo relativo de distintos medidas de tratamiento, o permite juzgar la posibilidad de que la erosión subsecuente, excavación o deformación puedan desencadenar un fallamiento global. Goodman y Bray (1976) presentaron un método de equilibrio límite para taludes experimentando volteo; Ke, Thapa y Goodman (1994) extendieron este análisis para incluir el arrastre de suelo sobre la superficie y las presiones de agua entre los bloques. Kieffer (1998) desarrolló un método de equilibrio límite para el análisis de hundimiento múltiple de bloques. Entre las causas básicas que propician deslizamientos, se distingue el grupo de causas cinemáticas. Estos son eventos que cambian las condiciones geométricas de frontera en el deslizamiento, a través de la erosión o de la excavación. La Figura 15 muestra algunos ejemplos. En la Figura 15A, la excavación de sedimentos y de material previamente deslizado completa el aislamiento al pie de un antiguo deslizamiento de roca. En la Figura 15B, la excavación de un túnel de grandes dimensiones debajo de una superficie de cizallamiento aflorante, causa una cadena de eventos que liberan el deslizamiento de bloques en los taludes de arriba. Los rebajes mineros en el pie de un talud muy inclinado también pueden causar deslizamientos o volteos (como es el caso del famoso deslizamiento de Turtle Mountain, cerca de Frank, Alberta). La Figura 15C muestra un caso en el que una nueva excavación en el costado de un cerro hace aflorar la superficie de deslizamiento de un nuevo deslizamiento en bloque. En la Figura 15D, el continuo volteo en la base profunda de una montaña

crea nuevos bloques debido a que la inclinación de las juntas transversales aumenta gradualmente. La Figura 15E muestra una condición común en costas rocosas, en las cuales el continuo golpeo de las olas y la erosión al pie de los acantilados rocosos remueven el soporte esencial de la masa rocosa, con riesgo de volteo. De la misma manera, la erosión del mar puede provocar asentamientos y deslizamientos al cambiar las condiciones de frontera a lo largo de la base de la falla potencial. La Figura 15F muestra como la erosión de una cañada puede aislar deslizamientos de cuñas. Esta es una causa cinemática que es poco entendida y merece más atención. La erosión no sólo remueve el soporte de la tierra y cambia las condiciones hidrológicas, sino también cambia la configuración del talud en roca y aumenta el espacio vacío. La teoría de bloques puede ser usada para calcular el daño potencial que esto puede ocasionar en un caso particular. Se considera que los problemas de taludes en roca son de muchas más variaciones y complejidad de lo que generalmente es aceptado. ac eptado. El objetivo de esta clasificación propuesta por Richard Goodman (1998) a sido reconocer reconocer el amplio espectro de responsabilidades responsabilidades y posibilidades que tenemos cuando movemos rocas o ubicamos una nueva estructura en un terreno inclinado. Una clasificación en este sentido es tan útil para el ingeniero como fue la apreciación de Karl Terzaghi sobre la variedad de tipos de suelos arcillosos. Como Terzaghi escribió a R. L. Loofbourow en 1953, "¿cómo pretenden describir lo que saben acerca de las propiedades físicas de rocas, y cómo pueden relacionar sus experiencias con las de otros si no tienen un lenguaje común adecuado?" En resumen: Cualquier clasificación debe considerar, en primer lugar que la rotura de un talud rocoso puede ocurrir según formas muy diferentes. En la mayoría de los casos la rotura de la masa rocosa está gobernada por las discontinuidades y se produce según superficies formadas por una o varias juntas. Las formas básicas son bien conocidas (véase por ejemplo HOEK, BRAY, 1974) y se resumen a continuación: c ontinuación: •

Roturas planas según planas según juntas predominantes y/o continuas que buzan hacia el talud, y cuyo rumbo es

bastante paralelo al de la cara del talud. Las condiciones de inestabilidad son dos: que las juntas críticas bucen menos que el talud. que la resistencia al esfuerzo cortante movilizada en la junta crítica no sea suficiente para asegurar la estabilidad (lo que en la práctica equivale muchas veces, pero no siempre, a la condición de que el ángulo de buzamiento sea superior al de rozamiento). Las roturas planas pueden ocurrir en cualquier tipo de masa rocosa. Son frecuentes a favor de los planos de estratificación o de accidentes tectónicos. El tamaño de la rotura depende de la continuidad de las juntas y puede llegar a ser muy grande. o

o

•

•

Roturas en cuña según cuña según dos juntas de diferentes familias cuya intersección ("quilla") buce hacia el talud. Las condiciones de estabilidad son similares a las de la roturas planas y pueden analizarse considerando al buzamiento de la quilla. Un "factor de cuña", que depende de la geometría, multiplica la resistencia al esfuerzo cortante movilizada en las caras de las juntas. Muchas aparentes roturas en cuña son roturas planas según una de las juntas, ya que no se cumplen las condiciones cinemáticamente necesarias para que la rotura se produzca con deslizamiento simultaneo según las dos caras de la cuña. Esta forma de rotura depende de las condiciones y orientaciones de las diferentes familias de juntas y suele ser más frecuente que las roturas planas, pero con dimensiones más reducidas. Roturas por vuelco ("toppling") vuelco ("toppling") según una familia de juntas predominantes y/o continuas que buzan contra el talud y cuyo rumbo es casi paralelo al de la cara del talud. En este tipo de rotura se producen deslizamientos a lo largo de las juntas, que frecuentemente están meteorizadas. En la práctica aparecen dos clases diferentes de vuelco: vuelcos menores que afectan a un espesor reducido, cerca de la superficie del talud y vuelcos importantes, profundos, que producen grandes deformaciones y

pueden ser confundidos con roturas planas. En ambos casos las roturas se desarrollan lentamente y no suelen dar origen a caídas repentinas. Existen muchos casos de taludes rotos por vuelco de estratos, pero no caídos. •

Roturas globales, globales, tipo suelo, según superficies que pueden desarrollarse parcialmente a lo largo de  juntas, pero que normalmente las cruzan. Esta Esta forma de rotura solo puede ocurrir en macizos rocosos muy diaclasados, con un tamaño característico de bloque pequeño respecto al talud, o en roca muy blanda o muy meteorizada.

2. 3. 3. Principios básicos en el diseño de taludes taludes Es importante saber el comportamiento geotécnico de la zona a estudiar; ya que de estos resultados se hace el análisis para el diseño del talud. Estas variables permiten determinar el número de fracturas tensionales y los deslizamientos. 2.3.1 Análisis estructural estructural de la zona a estudiar. La roca difiere de la mayoría de materiales utilizados en obras de ingeniería porque contienen fracturas de un tipo u otro que tipifican a la roca como esencialmente discontinua. En tal sentido debe diferenciarse entre el término de roca intacta y macizo rocoso. Roca intacta constituye básicamente una muestra de roca competente y fresca, mientras que macizo rocoso involucra a la roca en su estado natural en el campo incluyendo planos de estratificación, plegamientos, fallas, diaclasas, zonas de corte, diques, etc. . La naturaleza y distribución de todos los fenómenos estructurales determinan la estructura del macizo rocoso. Para evaluar la estabilidad de los taludes se debe considerar sistemas de clasificación geomecánica de los macizos rocosos. Existen sistemas de clasificación como el sistema Q (Barton, 1974) y el sistema RMR (Bieniawski, 1976) que han tenido una amplia aceptación en las aplicaciones de mecánica de rocas.

2.3.2 Clasificación de Bienamski: La primera clasificación sistema RMR (Rock Mass Rating) es el sistema de valoración del macizo rocoso que fue propuesta en 1973 y modificada en 1976, considera seis parámetros importantes: 1°.

2°.

Resistencia de la roca intacta.-  intacta.-  Se refiere a la resistencia a la compresión biaxial de la roca intacta generalmente en testigos o alternativamente para rocas que no tengan muy baja resistencia se utiliza el índice de carga puntual. -

Resistencia a la compresión simple

-

Indice de carga puntual

R.Q.D. .- Es .- Es un índice que está ligado a la calidad de la roca. El RQD  RQD  (Rock Quality Designation) es el Indice de Calidad de la Roca, Roca , que intenta cuantificar el espaciamiento de las discontinuidades y la calidad de la roca, el RQD es determinado de los testigos de perforación diamantina y está dado por la siguiente expresión:  RQD =

∑ xi

100

 L

RQD= 0 – 100% Donde: xi= Son las longitudes de trozos o piezas de testigo recuperados que mide igual o más de 10 cm. o 4 pulg. L = Longitud total del taladro perforado. Clasificación de la roca en función del RQD: RQD : 0 - 30% Roca mala

30 - 50% Regular 50 - 70% Buena > 70% Muy Buena Ejemplo para calcular el RQD (Deere, 1989): L = 38 cm. L = 17 cm. L

Longitud total = 200 cm.

Piezas > 10 cm.  RQD =

∑ Longitud  total

de testigos

* 100

 Longitud  Total

L = 20 cm.  RQD =

38 + 17 + 20 + 35 200

* 100 = 55%

L = 35 cm. Final del taladro L

Ninguna recuperación

3°.

Espaciamiento de diaclasas o discontinuidades.Se utiliza para descubrir todo tipo de discontinuidades.

4°.

Condición de las diaclasas o discontinuidades (rugosidad, diaclasa, relleno).

5°.

Las condiciones del agua subterránea, dado por las infiltraciones (seepages).

6°.

Orientación de las discontinuidades.

2.3.3. Información Lito-estructural Se debe tener muy en cuenta la zona a estudiar, para así poder obtener la información lito-estructural,

que será base fundamental para el análisis, diseño y monitoreo de taludes de la zona escogida (minas). Entre las principales informaciones lito-estructurales que necesitamos son las siguientes: a) Planos de estratificación, son los fenómenos que dividen a las rocas sedimentarias en paquetes de estratos y representan interrupciones en el proceso de del material rocoso, estos planos pueden contener diferentes tipos de grano, puede presentar alguna orientación preferencial de deposición y presentan además resistencia a la fricción cohesiva. b) Plegamientos, Son las estructuras en la cual los estratos han cambiado de orientación y han sido sometidos a procesos de deflexión derivados de la aplicación de esfuerzos tectónicos posteriores a su deposición, estos fenómenos pueden ser regionales o locales y son clasificados de acuerdo a su geometría y método de deformación. c) Fallas,  Son fracturas en las cuales se pueden identificar un desplazamiento de la roca en los lados opuestos al plano de la falla, el sentido de este desplazamiento es frecuentemente utilizado para clasificar las fallas. Hay que tener muy en cuenta en la mina el espesor de las fallas y si éstas contienen algún material de relleno , por ejemplo panizo, brechas o fragmentos angulares, etc. d) Zonas de corte, están basadas en material en las que las fallas de corte han tenido lugar. Estas zonas representan áreas donde se han liberado gran cantidad de esfuerzos. e) Diques,  éstas estructuras largas y delgadas generalmente en roca ígnea y de grano fino con buzamiento bastante pronunciado o subhorizontal y con sus lados aproximadamente paralelos,

determinan el ancho que va de un cm. a unos mts. Los márgenes de un dique están frecuentemente fracturados y alterados y constituyen zonas potenciales para percolación de agua subterránea. f) Diaclasas, constituyen los problemas más comunes y geotécnicamente los más significantes. Estas diaclasas son pequeñas roturas de origen geológico a lo largo de las cuales no hay un desplazamiento visible. Un grupo de diaclasas paralelas es denominado conjunto de diaclasas las cuales al intersectarse constituyen un sistema de diaclasas. Frecuentemente se presenta paralela al plano de estratificación, a planos de exfoliación o clivaje. 2.3.4 Geotecnia de la zona. Aquí se describirán las características de la zona a estudiar principalmente los resultados de laboratorio ya sea de mina u otros especiales que se realizarán en laboratorios que tengan reconocimiento adecuado. 2.3.5. Caracterización del macizo rocoso. Cuando un macizo rocoso es formado por diversas variedades de rocas, es necesario identificarlas y caracterizarlas, puesto que la combinación de ellas puede ocasionar un comportamiento mecánico diferente de eso que tendría una masa o fase homogénea. La posición especial del tipo rocoso relativamente determina una geometría del talud u otra información importante para el estudio de estabilidad, de modo que es esencial proceder a los levantamientos geológicos detallados cuando estos ocurren. 2.3.6 Análisis de rocas Se obtendrán de los resultados obtenidos en el campo y laboratorio, es muy importante tener a consideración las propiedades físicas para poder así dar sentido y orientación

al talud estudiado y así poder obtener un factor de seguridad estable y seguro. Se deben tener en consideración las siguientes propiedades físicas: 2.3.7 Propiedades físicas Orientación, es la discontinuidad en el espacio, puede describirse por el buzamiento medido respecto a la horizontal y la dirección de este buzamiento o el azimut medido en el sentido horario del norte verdadero. Las orientaciones de las discontinuidades con relación a los frentes de explotación tienen un efecto dominante en la estabilidad de las labores ya sea por caída de bloques o por deslizamiento de roca. Espaciamiento, es la distancia perpendicular entre discontinuidades adyacentes y es generalmente expresado como la medida del espaciamiento de un conjunto de diaclasas (discontinuidades).

d1

c1 d2

c2 d3

d4

. n

 x = ∑ i =1

d i n

Rugosidad, es una medida de la naturaleza de la superficie existente en el plano de la discontinuidad. La rugosidad de las paredes de una discontinuidad

inciden en gran medida en la resistencia al corte. La importancia de la rugosidad disminuye a medida que se incrementa la apertura o espesor del relleno en la discontinuidad.

1

2

3

Figura 01: 1. Ondulado ; 2. Accidentado ; 3. Típico de deslizamientos. 2.3.8 Propiedades mecánicas. Persistencia, es el término utilizado para describir la extensión del área o tamaño de las discontinuidades en un determinado plano. Esta persistencia puede cuantificarse observando los afloramientos de estas discontinuidades. Apertura, es la distancia perpendicular que separa las paredes adyacentes de una discontinuidad abierta en que el espacio puede estar rellenado con aire, agua u otro material geológico.

Aperturas considerables pueden resultar de desplazamientos de corte o de discontinuidades con bastante rugosidad en donde el material de relleno ha sido lavado. Una característica importante de la apertura de una discontinuidad es su influencia en la permeabilidad de la discontinuidad y del macizo rocoso. La permeabilidad o discontinuidad hidráulica que se expresa: Donde: g = Gravedad m/s2. e = Abertura de la g e K  = discontinuidad m. 12 v v = Viscosidad del fluido que para el caso del agua a 20°C es 1.01x10-6 m2 /s. 3

Relleno, es el término utilizado para describir el material que se encuentra entre las paredes de la discontinuidad. Estos materiales pueden ser calcita, clorita, arcilla, panizo, brecha, cuarzo, o pirita. La calidad del relleno tendrá una resistencia gravitante en la resistencia al corte de las discontinuidades. El comportamiento de las discontinuidades como rellenos dependerá del amplio rango de propiedades que presentan los materiales de relleno como son: a. La mineralogía del material de relleno b. El tamaño y forma de las partículas c. Contenido de agua y permeabilidad. d. Deslizamientos previos de corte. e. Rugosidad de las paredes. f. Ancho del relleno. g. Fracturamiento o alteración química de las paredes de la discontinuidad. 2.3.9 Aspectos hidrogeológicos. La presencia de agua en el interior de los macizos rocosos fracturados es generalmente controlada por las discontinuidades existentes, siendo influenciada por la altitud, espaciamiento y desprendimientos

realizados de las diaclasas. Es sabido que e l e f e c t o del agua    constituye una principal razón de deslizamientos de taludes y se puede resumir en cuatro partes: 1)

A través de presencia hidrostática que el agua ejerce en las paredes de las discontinuidades, la cual disminuye la resistencia y cizallamiento a lo largo de la superficie potencial de ruptura del talud, invierte la relación de las fuerzas normales actuantes sobre aquellas paredes.

2)

Actuando sobre la presencia de los poros de las diaclasas y de sus materiales de desprendimiento, por mecanismos físicos y químicos, de manera biaxial en resistencia de materiales.

3)

Disminuyendo la resistencia irregular de cizallamiento de rocas y provocando una reducción en su resistencia a la compresión.

4)

Provocando alteraciones en la rocas, que por una vez pueden ocasionar elevadas presiones las cuales adicionadas a resistencias biaxiales de los minerales de alteración, contribuyen para su inestabilidad del macizo rocoso. Este efecto permanente de agua conduce a una degradación continua de las propiedades mecánicas del macizo rocoso que no puede ser olvidado en el análisis de estabilidad cubriendo prolongadas vidas útiles del talud. Este contexto es importante considerar por efecto ag en te s c l im át i c o s   conjunto de los (temperatura, humedad, la acción de las lluvias, etc.), factores cuya actuación apenas contribuye para reducir la estabilidad del los taludes en macizos rocosos. Cosas así efectúa materializarse a través de deslizamientos progresivos de pequeña amplitud los cuales no podrán ser esclarecidos en análisis

de estabilidad a largo plazo. En la práctica son atribuidos los factores correctivos en parámetros de resistencia o cizallamiento, a fin de cuantificar esas degradaciones de propiedades con el tiempo. Otro factor importante a considerar es el estado de esfuerzos ocurrente en el macizo rocoso antes de preparar los taludes. Si se conoce a través de mediciones experimentales, podrá orientar los criterios del proyecto del talud, de modo que evite su inestabilidad prematura. No existen modelos teóricos de cálculo de esfuerzos pre existentes en los macizos rocosos que forman el suministro de datos compatibles con las dimensiones, en parte tal discrepancia se debe a la influencia de las discontinuidades que inducen los estados de esfuerzo verificados en el interior de los macizos rocosos. Otro aspecto a considerar es: la disposición de vista de planta de los taludes, que con forma cóncava o convexa, da origen a diferentes componentes horizontales de esfuerzo que se reflejan en la estabilidad del talud. Debido al confinamiento que provoca, los taludes cóncavos en planta tienen mayores factores de seguridad que los convexos. Así el radio de curvatura de la excavación tiene influencia en la estabilidad debiendo ser considerada como factor en las evaluaciones de la estabilidad del talud. 2.3.10

Aspectos de sismicidad.

La acción sísmica sobre los taludes es un fenómeno observado desde hace mucho tiempo. Al ocurrir un sismo intenso, los taludes y laderas que naturalmente han tenido factores de seguridad estáticos relativamente bajos se deslizan. El deslizamiento de taludes y laderas puede tener implicaciones que se extienden desde abundantes problemas locales muy menores, hasta otros lo suficientemente graves como para que repercutan

sobre la economía de un país, tal como sucedió con el sismo del 5 de marzo de 1987 que destruyó unos veinte de los más de cuatrocientos kilómetros de longitud del Oleoducto Trans Ecuatoriano, línea vital de 65 cm. de diámetro que sirve para transportar el petróleo desde los campos de producción del Oriente hasta el puerto de Esmeraldas en la costa del Pacífico. El petróleo es uno de los principales productos de exportación del Ecuador. El caso del oleoducto mencionado es muy importante de destacar, su falla paralizó buena parte de la exportación. Se logró recuperar relativamente rápido al habilitar un oleoducto colombiano más o menos cercano. En referencia a las laderas, el sismo ocurrido el 6 de  junio de 1994 con epicentro entre los departamento de Cauca y Huila al Suroccidente de Colombia, es un ejemplo de la enorme capacidad de destrucción de las avalanchas generadas como consecuencia de los grandes deslizamientos. En este caso, se generaron avalanchas de lodos que subieron su nivel más de veinte metros sobre el que tenían en el momento del sismo. Varias poblaciones fueron destruídas. En otros casos, los sismos intensos producen muchos deslizamientos que entorpecen las comunicaciones por carretera o ferrocarril; aunque éstos sean de menores proporciones, los efectos sobre las regiones sin que sean destructivos, llegan a ser costosos e inconvenientes, con el agravante que pueden entorpecer labores de acceso de aprovisionamientos y equipos de rescate, cuya presencia en la zona afectada es crucial en las primeras horas posteriores al sismo. Lo referido tiene por objeto mencionar los factores de riesgo referentes a la estabilidad de taludes y laderas en zonas urbanas o asimilables, con el fin de suministrar algunos elementos de juicio mínimos para tenerlos en cuenta dentro de la microzonificación sísmica de áreas urbanas o en proyectos de ingeniería de diferente índole.

2.4. Esquema teórico de estabilidad de taludes Con el objeto de obtener resultados óptimos en el manejo de taludes en operaciones mineras, obras civiles o riesgos geodinámicos; se recomienda la aplicación del modelo de Gestión de Taludes. El cual constituye un procedimiento organizado para el control económico y seguro de taludes que permitan mejorar la rentabilidad económica de una operación minera superficial; la vida útil de una obra civil o minimizar el riesgo geodinámico de un deslizamiento de suelos o rocas. El modelo de Gestión de Taludes empieza con la identificación y definición del problema geotécnico de taludes y continúa con la recolección y determinación de datos geotécnicos, identificación de la respuesta geotécnia del terreno, análisis y diseño de taludes, diseño y ejecución de obra, programa de monitoreo, evaluación técnico económica y del riesgo medioambiental, y finalmente la optimización del rediseño, modificación, mejoramiento de la estabilidad o mitigación del impacto ambiental de taludes. Este modelo de Gestión de Taludes se convierte en un procedimiento iterativo o sea que se genera en forma simultánea bajo un programa de computadora y funciona como un sistema retroalimentado para lograr óptimos resultados.

F I G U R A N °1 6 : M O D E L O D E A D M I N I S TR A CI O N D E TALUDES

Identificación y planteamiento del problema de taludes

Recolección y determinación de datos geotécnicos de entrada Estimación de la respuesta Geotécnica del terreno

Análisis y diseño de taludes

Diseño propuesto y ejecución de la obra Programa de monitoreo

Rediseño

Evaluación técnico Económico y del rie o

Si Diseño Óptimo

NO

El diagrama de flujo mostrado en la figura N° 16 constituye el algoritmo de aplicación del Modelo de Gestión de Taludes, el cual se desarrolla a través de cada etapa pudiendo ser flexible en su orden según la naturaleza del proyecto. 2.5. Consideraciones generales en el diseño de taludes en roca Los taludes constituyen la inclinación que va a tener las paredes del “Pit”, ya sea durante su explotación o al finalizar ésta. Las distintas clases de taludes se definen como: •

Talud de Banco Es el ángulo que adquieren un banco al trazar una línea entre su cresta y el pie generalmente está comprendida entre los 600 a 900, está determinado por las características físicas de la roca que lo forman y por las condiciones de operación, generalmente presentan pequeños deslizamientos locales de rocas que afectan a un solo banco y no tiene mayor influencia en las operaciones de minado.

•

Talud de Operación: También llamado talud de trabajo esta determinado por la inclinación que toma el talud durante los primeros años de minado y antes de llegar a su límite final de minado, está relacionado con los factores alto y ancho del banco y está directamente ligado a las condiciones de operación y tipo de maquinaria de excavación a utilizar.

•

Talud final del tajo: Señala la geometría y el diseño final de la excavación total a realizarse, está sujeta a variaciones determinadas especialmente por las condiciones físicas de estabilidad de taludes y seguridad,

conjuntamente con las variaciones en los precios de los metales en el mercado internacional. Talud Interrampa:

•

Es el ángulo formado por los bancos con la rampa principal de acceso al tajo o rampa de producción tal como se muestra en la Figura N°17.

Ancho de berma

Rampa  Angulo interrampa  Altura de

Altura de banco

Talud Angulo de banco Angulo de Talud general

α

α =

Angulo de talud General

Figura N° 17 Definición de ángulos de banco Interrampa y general 

3.0. METODOLOGIA 3.1. Estudio de campo La piedra angular de cualquier análisis de mecánica de rocas práctico es la base de datos geológica en la que son basadas la definición de tipos de roca, las discontinuidades estructurales y las propiedades de los materiales. Incluso el análisis más sofisticado puede volverse un ejercicio sin sentido si la información geológica en que está basado es inadecuada o inexacta. Los métodos para la colección de datos geológicos no han cambiado en gran medida durante los últimos 25 años y no hay todavía ningún sustituto aceptable para el mapeo de campo y el logeo de testigos. Ha habido algunos adelantos en el equipo usado para el logeo o anotación y un ejemplo típico es la brújula electrónica. El mapeo de discontinuidades es un significativo registro sistemático de las características de una muestra representativa de discontinuidades en una masa de roca. Aunque hay rasgos común a todos los tipos de mapeo de discontinuidades, aparentemente son tantas las variaciones en la filosofía y técnica como en los expertos de estabilidad de taludes. Las discontinuidades son muestreadas y mapeadas usando procedimientos tal como los siguientes: Línea de detalles – implica colocar una cinta de medición de 30 m a lo largo de la cara del talud y el registro de los datos para cada discontinuidad que cruza la cinta. La Figura 18 ilustra ejemplos de hojas de los datos para la línea de detalles. Están incluidas las mediciones de posición así que el espaciamiento puede ser estadísticamente examinado durante los análisis por computadora. La ventaja principal de las líneas de detalle es el control que impone en la colección de datos para los propósitos estadísticos. Una desventaja mayor de las líneas de detalle es que se pone tedioso cuando se mapean grandes áreas. Debe tenerse presente que aunque mucho de los datos son subjetivos en la naturaleza, ellos pueden ser bastante útiles al analizar las superficies potenciales de falla.

Figura 18. Ejemplo de formato para mapeo geológico estructural (Golder Associate, 1981) Ventanas de mapeo - se examinan todas las discontinuidades que caen dentro de "ventanas" en el talud. Se recomienda utilizar ventanas que son aproximadamente de 5 ' alto por 25 ' a 50 ' largo con 10' a 25' entre las ventanas como lo permitan las condiciones del sitio. Es importante coleccionar un número estadísticamente significante de discontinuidades en las ventanas y para usar el juicio geológico legítimo cuando se examinan visualmente las áreas fuera de las ventanas para los rasgos anómalos. La ventana de mapeo tiene la ventaja de ser ligeramente más rápida que la línea de mapeo pero tiene menor control estadístico.

NOTA: C. F. Watts (2003), propone los procedimientos siguientes siempre que sea apropiado para línea o ventana de mapeo. Antes de colectar los datos, pasee el talud examinando cuidadosamente la masa de roca las condiciones generales del talud y los rasgos inusuales. Éste es un tiempo bueno para hacer las anotaciones escritas generales. Siempre es una idea buena fotografiar el talud. Seleccionar las situaciones a lo largo de la cara del talud para un mapeo representativo. Poner la cinta de medición en el talud con uñas manejadas en las discontinuidades como sea requerido. Puede ser útil marcar las discontinuidades con tiza (o pintura si es permisible) antes del mapeo. Cuando las discontinuidades tienden a ocurrir en conjuntos similares, es a menudo conveniente registrar los datos para todas las discontinuidades que tienen las orientaciones similares sobre una distancia de 10 a 20 pies a lo largo de la cinta luego retorno al principio de esa sección y repetir el proceso para otras discontinuidades. Mapeo de Afloramiento  - pueden obtenerse los datos de discontinuidad limitados del afloramiento de la roca en la vecindad de las excavaciones propuestas. Estos datos normalmente comparan favorablemente con datos coleccionados después de la excavación salvo para tener menos detalle y menos resolución de los ‘clusters’. Logeo orientado de testigos  – los testigos a veces se usan para obtener los datos de discontinuidades en áreas dónde la excavación no ha empezado todavía. Algunos medios de orientación de testigos con respecto a su posición in-situ debe utilizarse. Algunos parámetros, como la longitud de la discontinuidad y continuidad es imposible de obtener del testigo orientado. Otros parámetros, como el material del relleno y mancha de agua puede aproximarse. Mapeo fotográfico  - pueden hacerse los fotomosaícos y cubrirse con plástico transparente para que las situaciones de las discontinuidades, los cambios en la naturaleza geológica, las áreas problema, y otras características significativas puedan ser trazadas sobre las fotos y anotadas en el lugar. Esto debería hacerse donde sea posible en adición a las otras técnicas de mapeo. Esto permite que se haga un registro de las áreas con  “ventana” y “sin ventana”. Las fotografías también son de ayuda en la documentación de cualquier cambio que ocurra en el talud con el tiempo.

Una vez los datos geológicos han sido coleccionados, el procesamiento computarizado de estos datos puede ser de gran ayuda en el mapeo de la información y en la interpretación de las tendencias estadísticas significativas. 3.2 Evaluación de las roturas potenciales A) Test Cinemática o de MARKLAND. Las redes Estereográficas permiten el análisis tridimensional de las discontinuidades dentro de una masa de roca. Esto permite la identificación de las discontinuidades que tienen las orientaciones desfavorables en un talud de roca existente o permite la determinación de la geometría óptima del talud durante la fase de diseño. Los análisis de redes Estereográficas son a menudo llamados análisis cinemáticos. La cinemática es la rama de dinámica que examina un movimiento o el movimiento potencial sin considerado la masa y la fuerza. El potencial falla o rotura plana, acuñada, y por vuelco de la roca puede identificarse cinemáticamente en las Redes Estereográficas.

Figura 19. A) Vista en Perspectiva que ilustra el rumbo y buzamiento de una estratificación en superficie. B) Hemisferio Inferior ilustrando sobre 3 métodos para representar un plano en el espacio. C) La proyección de la red estereográfica de la parte B. Una Red Estereográfica es la proyección de planos y una esfera de la referencia tridimensional a través de las cuales podría

pasar, una representación bidimensional. Esto permite que las orientaciones de los planos en el espacio sean representadas con precisión y visualizadas fácilmente como lo ilustra la Figura 19. Hay varios tipos de proyecciones. Las dos proyecciones más comúnmente usada por los geólogos para los análisis estructurales son la red de Wulf de igual ángulo, y la red de Schmidt de igual área. La proyección equiangular se usa en la geología estructural cuando las relaciones angulares entre las estructuras geológicas, como los planos de estratificación está examinándose. La proyección equiareal se usa más a menudo cuando la distribución de planos dentro de ciertas áreas de la esfera de la referencia se examina. Una discusión muy breve sigue: En los análisis estereográficos, se asumen que las discontinuidades son planas. Hay tres posibles representaciones de un plano en el espacio sobre la red estereográfica. Ellos son polos, vectores de buzamiento y los grandes círculos, como ilustrado en Figura 19. Los geólogos han usado tradicionalmente los polos para representar los planos. Un polo se forma pasando una línea perpendicular al plano a través del centro de la esfera de referencia. El punto dónde la línea corta el hemisferio inferior es el polo y se proyecta hacia arriba a la red estereográfica. Un gran círculo se forma por la intersección del plano en el espacio con la mitad inferior de la esfera de referencia. La proyección estereográfica de esta intersección es un arco llamado trazo ciclográfico del plano, pero normalmente llamado gran círculo (Marshak y Mitra, 1988). El vector de buzamiento es un solo punto, como el polo, sólo que se traza en la dirección del buzamiento. Simplemente, es el punto medio de la representación del gran círculo del plano. Como tal, pinta la dirección y valor del buzamiento del plano claramente en el espacio. Precisamente es el centro, el paso del buzamiento. Una ventaja del vector de buzamiento es que, permite a uno visualizar las orientaciones de los planos rápidamente en el espacio con un entrenamiento muy pequeño. Cada una de las representaciones tiene sus propias ventajas y usos. Se usan polos y vectores de buzamiento para representar las discontinuidades individuales como simples puntos, mientras que la red estereográfica es menos desordenada que si se usan muchos grandes círculos. Por otro lado, se usan los grandes

círculos para representar las caras del talud para que destaquen claramente y pueden examinarse fácilmente las relaciones entre ellos y las discontinuidades individuales. También, los grandes círculos son útiles cuando están representando los ‘clusters’ en los análisis de la cuña. B) Clasificación geomecánica S.M.R. para taludes en roca. Cualquier sistema de clasificación tiene que tener en cuenta los siguientes "parámetros": • Caracterización global de la masa rocosa (incluyendo frecuencia, estado y agua en las juntas). • Valor de la diferencia entre los rumbos de la cara del talud y de las familias predominantes de juntas. • Valor de la diferencia entre los buzamientos de la cara del talud y de las familias predominantes, ya que esa diferencia controla la emergencia de las juntas en la cara del talud, condición necesaria para las roturas planas y/o en cuña, y también la oblicuidad de la resultante de las tensiones que actúan sobre la junta. • Relación entre el buzamiento de las juntas con los valores normales de la fricción (para roturas planas y/o en cuña). • Comparación entre las tensiones tangenciales (a lo largo de juntas con riesgo de rotura por vuelco) con la fricción que puede desarrollarse en ellas. Adicionalmente la experiencia enseña que la calidad de excavación de un talud influye mucho en su estabilidad (al menos en la zona superficial). El índice SMR para la clasificación de taludes se obtiene del índice RMR básico sumando un "factor de ajuste", que es función de la orientación de las juntas (y producto de tres subfactores) y un "factor de excavación" que depende del método utilizado: SMR=RMR + (F1 x F2 x F3) (3.1) + F4 RMR (rango de 0 a 100) se calcula de acuerdo con los coeficientes de BIENIAWSKI (1979), como la suma de las valoraciones correspondientes a cinco parámetros (tabla 3.1): • Resistencia a compresión simple de la matriz rocosa. • RQD (medido en sondeos o estimado). • Espaciamiento de las juntas. • Condición de las juntas (rugosidad, persistencia, apertura, meteorización, rellenos...).

•

Flujo de agua a través de las juntas (estando en las peores condiciones posibles)

TABLA 3.1. VALORES DEL RMR (BIENIAWSKI, 1979) PARÁMETROS INTERVALO DE VALORES Resistencia de la roca intacta a Compresión Simple Valoración RQD Valoración Separación entre juntas Valoración

5- 1-5 < 1 > 250 MPa 100-250 MPa 50-100 MPa 25-50 MPa 25 MPa MPa MPa 15

12

7

4

75%-90%

50%-75%

25%-50%

< 25%

17

13

8

3

>2m

0,6-2 m

200-600 mm

< 60 mm

20

15

10

60-200 mm 8

90%100% 20

2

1

0

5

Espejos de Muy falla Relleno rugosas Algo rugosas Algo rugosas o blando No Separación < Separación < Relleno < > 5 mm Condición de continuas 1mm 1mm 5 mm o las juntas Cerradas o Separación Bordes Bordes algo Bordes muy meteorizados meteorizados Separación >5 mm sanos y 1-5 mm Continuas duros Continuas Valoración 30 25 20 10 0 Flujo de agua en las juntas

Secas 0,0

Valoración

15

Ligeramente húmedas0,00,1 10

Húmedas 0,1-0,2 7

Goteando 0,2-0,5 Fluyendo 0,5 4

0

Nota. Se ha eliminado de la tabla la mención al índice de compresión puntual porque se ha comprobado que la relación entre dicho índice y la resistencia a compresión es bastante inferior a 25 (valor usado por BIENIAWSKI) y ni siquiera es constante (ROMANA, 1996) El factor de ajuste de las juntas es producto de tres subfactores (tabla 3.2): • F1 depende del paralelismo entre el rumbo de las juntas y de la cara del talud. Varía entre 1,00 (cuando ambos rumbos son paralelos) y 0,15 (cuando el ángulo entre ambos rumbos es mayor de 30o y la probabilidad de rotura es muy baja). Estos valores, establecidos empíricamente, se ajustan aproximadamente a la expresión: F1=( 1 - sen aj - as )² • siendo aj y as los valores del buzamiento de la junta (aj) y del talud (as). • F2 depende del buzamiento de la junta en la rotura plana. En cierto sentido es una medida de la probabilidad de la resistencia a esfuerzo cortante de la junta. Varia entre 1,00 (para juntas con buzamiento superior a 45º) y 0,15 (para juntas con buzamiento inferior a 20º). Fue establecido empíricamente pero puede ajustarse aproximadamente según la relación: F2=(tg² bj )² • donde bj es el buzamiento de la junta. F2 vale 1,00 para las roturas por vuelco. • F3 refleja la relación entre los buzamientos de la junta y el talud. Se han mantenido los valores propuestos por BIENIAWSKI en 1976 que son siempre negativos. Para roturas planas F3 expresa la probabilidad de que las juntas afloren en el talud. Se supone que las condiciones son "normales" cuando el buzamiento medio de la familia de juntas es igual al del talud, y por lo tanto aflorarán algunas pocas  juntas. Cuando el talud buza más que las juntas, casi todas afloran y las condiciones "serán muy desfavorables" lo que supone un valor de F3 de -60 (para bs - bj > 10º), o "desfavorables" lo que supone un valor de F3 de -50 (para 0 <

bs - bj < 10). La diferencia con el valor de F3 "normal" (que es 25) es muy grande. Para la rotura por vuelco no se supone que puedan existir condiciones desfavorables, o muy desfavorables, ya que el vuelco rara vez produce roturas bruscas y en muchos casos los taludes con vuelcos de estratos se mantienen. Se ha utilizado la condición de GOODMAN-BRAY (1977) para evaluar la probabilidad de vuelco. Sin embargo se ha observado que muchos vuelcos se producen para valores ligeramente distintos, lo que puede interpretarse como que la resistencia al esfuerzo cortante se reduce unos 5o, sea por el hecho de que en muchos taludes volcados las juntas están meteorizadas, o porque el ángulo de rozamiento experimente una ligera reducción en el caso de roturas rotacionales (GOODMAN, 1976). La citada condición de GOODMAN-BRAY sólo es válida para el caso de roturas con pie volcador (que son más frecuentes en la práctica), pero no para el caso de pie deslizante donde la superficie basal del macizo roto aflora en el talud con el aspecto de una junta deslizada. TABLA 3.2. FACTOR DE AJUSTE PARA LAS JUNTAS (ROMANA, 1985) Muy Muy Caso favorable Favorable Normal Desfavorable desfavorable ¦ajP as¦ 20º¦aj> 30º 30º-20º 10º-5º < 5º T 10º as180º¦ P/T F1 0,15 0,40 0,70 0,85 1,00 ¦bj¦ < 20º 20º-30º 30º35º-45º > 45º 35º P F2 0.15 0,40 0,70 0,85 1,00 T F2 1 1 1 1 1 10º-0º P bj-bs > 10º 0º < -10º 110º0º-(-10º) T bj+bs < 110º >120º -120º P/T F3 0 -6 -25 -50 -60 P Rotura Plana as dirección de T Rotura por buzamiento del talud

aj dirección de buzamiento de las

vuelco

bs buzamiento del talud

 juntas bj buzamiento de las  juntas

TABLA 3.3. FACTOR DE AJUSTE SEGUN EL MÉTODO DE EXCAVACIÓN (ROMANA, 1985) Método Talud Precorte Voladura Voladura o Voladura natural suave mecánico deficiente F4 +15 +10 +8 0 -8 TABLA 3.4. CLASES DE ESTABILIDAD SEGÚN EL SMR (ROMANA, 1985) Clase nº V IV III II I SMR 0-20 21-40 41-40 61-80 81-100 Descripción Muy mala Mala Norma Buena Muy buena Estabilidad Totalmente Inestable Parcialmente Estable Totalmente inestable estable estable Grandes Algunas roturas por Juntas o  juntas o Algunos Roturas planos grandes muchas bloques Ninguna continuos o cuñas cuñas por la masa Tratamiento Reexcavación Corrección Sistemático Ocasional Ninguno El factor de ajuste según el método de excavación, F4, ha sido establecido empíricamente (tabla 3.3.): • Los taludes naturales son más estables, a causa de los procesos previos de erosión sufridos por el talud, y de los mecanismos internos de protección que muchos de ellos poseen (vegetación, desecación superficial, drenaje torrencial, etc). F4=+ 15 • El precorte aumenta la estabilidad de los taludes en media clase F4=+ 10. • Las técnicas de voladura suave (recorte), bien ejecutadas, también aumentan la estabilidad de los taludes, F4=+ 8. • Las voladuras normales aplicadas con métodos razonables no modifican la estabilidad, F4=0.

Las voladuras defectuosas son muy frecuentes y pueden dañar seriamente a la estabilidad F4=-8. • La excavación mecánica de los taludes por ripado sólo es posible cuando el macizo rocoso está muy fracturado o la roca blanda. Con frecuencia se combina con prevoladuras poco cuidadas. Las caras del talud presentan dificultades de acabado. Por ello el método ni mejora ni empeora la estabilidad F4=0. El valor final del índice de clasificación SMR es: SMR=RMR + ( F1 x F2 x F3 ) + F4 La clasificación no tiene instrucciones específicas para las roturas en cuña. El procedimiento a seguir es obtener el índice SMR para cada una de las familias de las juntas. Se adoptará para el talud el valor menor del índice SMR obtenido para cada familia de  juntas. En rocas meteorizadas y en las evolutivas la clasificación debe ser aplicada dos veces: para la situación inicial de roca sana y para la situación futura de roca meteorizada. Los índices obtenidos serán distintos. Según el valor del índice SMR se obtienen 5 clases de estabilidad, definidas simplificadamente en la tabla 3.4. •

Los valores límites del SMR cada forma de rotura son: Roturas planas SMR > Ninguna 60 60 > SMR > Importantes 40 40 > Muy SMR > grandes 15 Roturas por vuelco SMR > Ninguna 65

encontrados empíricamente para Roturas en cuña SMR > Muy 75 pocas 75 > SMR > Algunas 49 55 > SMR > Muchas 40 Roturas completas (tipo suelo)

65 > SMR > 50 40 > SMR > 30

Menores Muy grandes

SMR > Ninguna 30 30 > SMR > Posible 10

Todos los taludes con valores del SMR inferiores a 20 se caen rápidamente. No se han encontrado taludes con valores del SMR inferiores a 10 lo que indica que no son físicamente factibles. 3.3 Determinación de la resistencia al corte de las discontinuidades Siempre ha habido una tendencia a igualar la mecánica de rocas con el laboratorio de ensayo de probetas de roca y así el laboratorio de ensayos ha jugado un papel grandemente desproporcionado en el asunto. Esto no implica que ese laboratorio de ensayo no es importante pero sugeriría que sólo aproximadamente deba asignarse 10 a 20 por ciento de un programa de mecánica de rocas bien equilibrado a ensayos de laboratorio. Se ha pedido prestado las técnicas del ensayo de laboratorio de la ingeniería civil y mecánica y han permanecido largamente inalteradas durante los últimos 25 años. Una excepción ha sido el desarrollo de máquinas de comprobación fijas servocontroladas que permiten la determinación completa de la curva de tensión-deformación completa para las rocas. Esta información es importante en el diseño de excavaciones subterráneas donde las propiedades de la roca fallada que rodea las excavaciones tienen una influencia significativa en la estabilidad de las excavaciones. Una deficiencia mayor de los ensayos de laboratorio de especimenes de roca es que los especimenes están limitados en tamaño y por consiguiente representan una muestra muy pequeña y muy selectiva de la masa de roca desde las cual fueron removidos. En un proyecto de ingeniería típico, las muestras probadas en el laboratorio representan sólo un fragmento muy pequeño del uno por ciento del volumen de la masa de roca. Además, dado que sólo esas probetas sobreviven el proceso de colección y de preparación de pruebas, los

resultados de estas pruebas representan una muestra muy sesgada. ¿Cómo entonces estos resultados pueden usarse para estimar las propiedades de la masa de roca de situ? Uno de los problemas mayores que confrontan a diseñadores de las estructuras de ingeniería en roca es la estimación del esfuerzo de la masa de roca. Esta masa de roca está normalmente hecha de una matriz entrelazada de bloques discretos. Estos bloques pueden haber sido intemperizado a grados variantes y el contacto entre la superficie de los bloques puede variar de limpie y fresco a cubierto de arcilla y caras bien pulidas. La determinación del esfuerzo de una masa de roca in-situ por algún tipo de ensayo de laboratorio generalmente no es práctica. Dado que estos esfuerzos deben estimarse de las observaciones geológicas y de los resultados de ensayos en pedazos individuales de roca o superficies de roca que han sido tomados de la masa de roca. 3.4 Aplicación de los métodos de análisis de estabilidad Los modelos analíticos siempre han jugado un papel importante en la mecánica de rocas. Los modelos más tempranos fechan atrás a las soluciones de formato cerrado como esa para calcular las tensiones que rodean un agujero redondo en un plato tensionado publicado por Kirsch en 1898. El desarrollo de la computadora en los tempranos 1960s han hecho posible el uso de técnicas numéricas reiterativas como los elementos finitos (Clough (1960)), elemento de borde (Crouch y Starfield (1983)), elementos discretos (Cundall (1971)) y combinaciones de estos métodos (el von el Kimmelmann et al (1984), Lorig y Brady (1984)). Éstas se han vuelto las herramientas casi universales en la mecánica de rocas. La computadora también ha hecho mucho más conveniente usar los métodos poderosos de equilibrio límite (Sarma (1979), Castaño y Ferguson (1979), Shi y Goodman (1981), Warburton (1981)) y enfoques probabilísticos (McMahon (1971), Morriss y Stoter (1983), Priest y Brown (1982), Read y Lye (1983)) para los estudios de mecánica de rocas. Por ejemplo, el programa PLANE fue desarrollado para calcular el factor de seguridad frente a un deslizamiento traslacional a lo

largo de las discontinuidades en una masa de roca. Utiliza la teoría de equilibrio de límite e incluye los efectos de carga externa, presiones de agua, pernos de anclaje o cables de refuerzo y aceleraciones de terremoto o voladuras. El programa PLANE debe usarse siempre que se hayan identificado discontinuidades que tienen las orientaciones desfavorables, por la observación del campo o por el análisis de la red estereográfica para evaluar la severidad de las fallas o roturas potenciales. La mayoría de los parámetros en el análisis se relacionan a geometrías de talud propuestas o existentes. Otros parámetros se relacionan con las condiciones de agua que se han observado o que podrían esperarse. Los parámetros de fuerza de cohesión (c) y ángulo de fricción (ǿ) se deriva de la teoría del MohrCoulomb y puede obtenerse por e pruebas de muestras en laboratorio. Los valores también pueden aproximarse de las tablas de referencia o por las pruebas de campo simples. El grado de exactitud requerido para los valores de esfuerzo dependerá de las necesidades de la situación individual. Cuando los análisis conservadores son aceptables, se asume a menudo que la cohesión es cero y se asume a menudo que el ángulo de fricción es de 30°. Los ángulos de fricción para las discontinuidades en roca pueden variar de cerca a cero a tan altos como de 45° grados, pero el rango de valores típico es de 28 a 32°. En la teoría del equilibrio de límite, el factor de seguridad se define como la proporción de las fuerzas resistentes (Fr) a las fuerzas de arrastre (Fd): FS = FR/FD Cuando FS <1, las fuerzas de arrastre exceden a las fuerzas resistentes y se espera que la falla o rotura ocurra. Un factor de seguridad de 1.3 es considerado a menudo el valor aceptable mínimo en el trabajo de taludes en roca, aunque esto puede variar con las condiciones del sitio. Obviamente, se requiere el legítimo juicio de la ingeniería.

4.0. RESULTADOS

4.1. Descripción del Área Del Proyecto 4.1.1. Ubicación y Acceso de la Unidad Productiva Políticamente la mina "LOURDES", se ubica en el paraje conocido como Quebrada Tocuco al lado izquierdo de la cuenca del río Caplina, perteneciente al distrito de Pachía, provincia y departamento de Tacna Región Tacna; geográficamente, se ubica en la Costa Sur del Perú, en las estribaciones del Flanco Occidental de la Cordillera de los Andes. Geográficamente está comprendida entre los paralelos 17º50´ y 17º52´ de Latitud Sur y entre los meridianos 70º05´ y 70º07´ de Longitud Oeste. Las características más importantes de la concesión minera son las siguientes: Tabla 4.1. Características de la Concesión Minera Nombre Concesión Minera No Metálica  “LOURDES”. Titular S.M.R.L. Lourdes de Tacna Extensión 220 hectáreas. Clase de concesión No-metálica Tipo de Roca Cuarcitas (SiO2) Titulación R.J. No. 5350-94-RPM. 19 setiembre 1994 Cert. de Operación minera En trámite Producción 1500 Toneladas/mes Fuente: Pama LOURDES 2003.

Tabla 4.2. Ubicación de la Concesión Minera Paraje Flanco Sur-este del Cerro Tocuco Distrito Pachía Provincia Tacna Departamento Tacna Región Tacna Altitud 1500 msnm. Fuente: Pama LOURDES 2003

Tabla 4.3. Coordenadas UTM Definitivas Vértice 1 2 3 4

Norte

Este

8026357.800 8027844.030 8028041.470 8026555.240

382654.990 382457.550 383943.780 384141.220

Fuente: Pama LOURDES 2003 La mina "LOURDES" es accesible por medio de la carretera asfaltada que partiendo de la Panamericana Sur, ciudad de Tacna, llega a las inmediaciones del denuncio minero, como puede verse en el Plano No. 1: Mapa de Ubicación. La ruta para llegar a la mina se presenta en el Cuadro 04 Accesibilidad. Tabla 4.4. Accesibilidad Tramo

Distancia Km 26

Tacna Calientes Calientes - Mina 03 Tacna – Mina 29 Fuente: Pama LOURDES 2003

Tiempo

Tipo

00h 30m

Asfaltada

00h 05m 00h 35m

Afirmada

4.1.2. Medio Ambiente Físico 4.1.2.1 Topografía y Fisiografía La mina "LOURDES" se encuentra en una zona de topografía abrupta que corresponde a la parte inferior de la unidad fisiográfica denominada "Flanco Disectado de los Andes" (Wilson y Garcia, 1962), que es bastante difundida en esta zona del Cuadrángulo de Pachía. Esta unidad se desarrolla entre los 1 000 y 4 000 metros sobre el nivel del mar, caracterizándose por ser un terreno muy accidentado y con predominio de fuertes pendientes.

Foto 1. Campamento LOURDES en la quebrada Tocuco. El gradiente (o pendiente) de la Qda. Tocuco varía de 5 a 8 %, mientras que en las quebradas secundarias superan el 13%. Por otro lado, las laderas presentan taludes que varían de 35° hasta verticales. 4.1.2.2. Cortes Longitudinales y Transversales Para efectos del presente estudio y considerando que las operaciones actuales en las canteras de la mina LOURDES se emplazan en el Nivel 1550, se incluyen como anexos los planos N° E-7 SECCION LONGITUDINAL y N° S-9 SECCION TRANVERSAL. 4.1.3. Geologia 4.1.3.1. Geologia Regional Geomorfología La mina está emplazada dentro de la unidad geomorfológica denominada "Flanco Disectado de los Andes. Una característica notable de esta unidad es la cantidad de erosión hecha por el río Caplina, labrando un valle profundo y encañonado aguas arriba de Challatita. El levantamiento rápido del bloque andino durante el Plio-Pleistoceno y el aumento del caudal de los ríos durante parte

del Cuaternario han dado como resultado una erosión muy rápida y el desarrollo de los grandes valles y cañones que caracterizan actualmente el flanco andino. En el lugar de las labores mineras, la topografía es accidentada, debido a que ha sido disectada por una quebrada más o menos profunda con regular pendiente y que baja de NE a SW hasta desembocar en la Quebrada del río Caplina. Las laderas de ésta quebrada secundaria muestra superficies de erosión bien delineados y llega a formar pequeños acantilados. Estratigrafía La secuencia estratigráfica de la región ha sido estudiada por la Comisión de la Carta Geológica Nacional, hoy INGEMMET. La hoja 36-v correspondiente al Cuadrángulo de Pachía incluye la zona de la mina, como puede verse en el Plano No. 2: Geología Regional; en ella afloran rocas sedimentarias, volcánicas, ígneas y metamórficas, siendo las primeras de mayor distribución. Las rocas más antiguas están representadas por la Formación San Francisco y las más modernas por depósitos de aluvión y de cenizas volcánicas, como se observa en el Plano No. 3: Columna Estratigráfica de la Región de Pachía. La secuencia estratigráfica la conforman: - Formación San Francisco (Jm-sf).- Es una unidad de casi 600 m de espesor; consiste de areniscas, lutitas y calizas infrayacentes al Grupo Yura, que se extienden ocupando gran parte del sector SE de la zona mapeada. Los afloramientos principales se encuentran en la desembocadura de la Quebrada Palca, en la Pampa San Francisco, y los fósiles encontrados indican una edad equivalente al Bajociano Medio (Jurásico Medio). - Formación Ataspaca(Js-a).- Es una unidad bastante homogénea que consiste de una serie interestratificada de areniscas pardas, lutitas oscuras y calizas grisáceas; aflorando al NE de la mina Lourdes por la Quebrada Caplina y el Cerro Tocuco. Los fósiles encontrados corresponden a la edad Calloviana (Jurásico Superior), y conforma el miembro inferior del Grupo Yura (Jenks, 1948). - Formación Chachacumane (Jki-ch).- Esta unidad constituye la parte superior del Grupo Yura, consistiendo de cuarcitas blancas

de grano medio a grueso, en estratos intercalados con capitas de lutita oscura. El límite entre las formaciones Ataspaca y Chachacumane es arbitrario debido al cambio gradacional que existe entre las dos unidades. Por conveniencia se pone el límite superior de la formación Ataspaca donde las cuarcitas comienzan a formar más del 50 % de la sección. Como las lutitas son comunes en el Cretáceo Inferior a través de los Andes Peruanos, la formación Chachacumane es considerada como perteneciente al Cretáceo Inferior. - Formación Toquepala (Kti-to).- El nombre de esta unidad fue propuesto en su estudio de Pachía-Palca por Wilson (1962), debido a que tiene su sección típica en el centro minero de Toquepala. En la zona mapeada, se encuentra en la Quebrada Caplina hacia el extremo NE, así como al extremo SE; se caracteriza por estar compuesta de derrames y piroclásticos andesíticos, daciticos y riolíticos, con algunas intercalaciones lenticulares de rocas sedimentarias, cuyo espesor total se estima en 1800 m. En general cubren al Grupo Yura con discordancia angular y son infrayacentes a la formación Moquegua, por lo que se ha asignado a la formación Toquepala una edad entre el Cretáceo y Terciario Inferior. - Formación Moquegua (Ts-mo).- Esta unidad se presenta principalmente al NW de la zona mapeada y está compuesta de conglomerados y areníscas tufáceas, en bancos mayormente subhorizontales. Se encuentra superyacente al Grupo Toquepala e infrayacente a la formación Huaylillas con una pequeña discordancia. Jaén (1965), sugiere que la formación Moquegua debe estar ubicada en el Terciario Superior, probablemente en el Mio-Plioceno. - Formación Huaylillas (Ts-vhu).- Esta unidad aflora al NE, al SW y principalmente hacia el Este del área mapeada, consiste en tufos ácidos de composición dacítica y riolítica con un espesor entre 500 y 600 m. La formación Huaylillas es suprayacente a la formación Moquegua con discordancia angular e infrayacente a unidades más jovenes con discordancia paralela; ubicándose entre la formación Moquegua del Mioceno y la formación Barroso del Plioceno (que no aflora en el área). Por relaciones estratigráficas generales se cree que la formación Huaylillas puede tener una edad entre el Plioceno Inferior y Medio.

- Depósitos de Aluvión (Q-al).- Se denomina así a los depósitos de terrazas fluviales y los depósitos de derrumbe. Las principales terrazas fluviales consistentes de cantos rodados se encuentran cerca a la localidad de Calientes y Pachía, hacia el Sur de la zona mapeada. Los depósitos de derrumbe se producen principalmente como consecuencia del desmoronamiento de la formación Huaylillas y de parte de la formación Moquegua. - Depósitos de Ceniza (Q-c).- Constituyen un manto delgado y discontinuo de polvo suelto de color blanco o rosado con fragmentos de pómez blanca y cristalitos de cuarzo bipiramidal, que ha cierta distancia debajo de la superficie se presenta más compacto y con la textura de un tufo. Generalmente, se encuentran sobre las terrazas y los mayores depósitos afloran en la márgen derecha del río Caplina por la localidad de Calientes. Rocas Igneas Intrusivas - Diorita(Kti-di).- Sólo existe un pequeño afloramiento de Diorita a 4.5 Km al Norte de la Mina, tiene un color grisáceo y está constituida por plagioclasas blancas y pequeños cristales de hornblenda. - Granodiorita (Kti-gd).- La mayor parte de las rocas intrusivas del área consisten en Granodiorita. Existe un afloramiento al Este de la mina en la zona de Lluta y Cercana, así como en El Olivar, atravezando por Qda. Palca. Se presentan otros afloramientos al Norte en el Cerro Challatita, así como al SE por el Cerro Las Peñas; las granodioritas se componen esencialmente de plagioclasa, biotita y hornblenda. Rocas Metamórficas Los efectos metamórficos de los intrusivos granodioríticos son muy variables. El mejor ejemplo de metamorfísmo asociado con un intrusivo granodioritico se encuentra en la margen izquierda de la Qda. Palca en el Cerro La Mina y en el Cerro Cactus. Las rocas de estas áreas que están mapeadas como del Jurásico Medio Metamorfizado (Jm-m), consisten en calizas marmolizadas y silicificadas, y sedimentos clásticos que han sufrido una fuerte epidotización. Las capas calcáreas del Cerro La Mina contienen un pequeño desarrollo de Granates. 4.1.3.2. Geologia Local De acuerdo con las condiciones geológicas de formación, se trata de un yacimiento metamórfico, surgido como consecuencia de la

recristalización, cristalización colectiva y reagrupación de la sustancia originalmente sedimentaria (arenisca). El proceso de metamorfísmo generalmente transcurre con la participación de sustancias volátiles, pero sin la traída de sustancias de fuera de los límites de las potentes capas de rocas, a temperaturas y presiones altas, pero insuficientes para la refundición selectiva o completa de las rocas. Morfológicamente, las zonas de interés económico de la mina Lourdes, están constituidos por cuerpos minerales planos, representados por estratos compuestos verticales, es decir, paquetes de estratos separados por intercalaciones delgadas de roca; los mismos que presentan un rumbo promedio N-165°-E, buzamiento promedio de 87° al Oeste y potencias variables de 1 a 4 m.

Foto 2. Visita técnica. Al fondo los Planos de Estratificación Verticales. Las areniscas y cuarcitas de la mina Lourdes pertenecen a la formación Chachacumane del Cretáceo Inferior, equivalente al Grupo Yura en Arequipa, la misma que fué estudiada por la Comisión de la Carta Geológica Nacional y se encuentra mapeadas en el Cuadrángulo de Pachía. Esta formación aflora en un área aproximada de 10 x 5 Km, constituyendo los distritos mineros de Tocuco y Challatita.

Estratigraficamente se tiene la siguiente sección de su base a la parte superior, presentada en el Cuadro 4.1. Tabla 4.5. Estratigrafía Del Deposito LITOLOGIA Areníscas cuarsosas, gris claro, de grano Medio, con estratos de 1.0 m de espesor inTercalados con capitas de lutita de 5 cm de espesor, de color amarillo a rojizo Cuarcitas blancas de grano fino, con 1.5 m de espesor con algunas intercalaciones de lutita de 5 cm de espesor Areniscas cuarsosas alteradas con óxido de Fierro, con grano medio, bastante friable Cuarcita gris de grano fino, bastante impura TOTAL Fuente: Pama LOURDES 2003.

POTEN. (m)

50 150 200 100 500

4.1.3.3. Geología Estructural Estos estratos de origen continental, depositados en el Cretáceo Inferior, han sufrido un fuerte tectonísmo; la Estructura probablemente sea consecuencia del emplazamiento, por medio de "stoping", del intrusivo granodiorítico constituido por el Batolito de Lluta, tal como se muestra en el Plano No. 4: Perfíl Estructural. Por otro lado, en el ángulo SE del área mapeada a nivel regional, se ha reconocido la existencia del sistema de Fallas de Chucchuco, que son fallas normales con rumbos variables entre N-S y NE-SW. Estas fallas afectan principalmente a las formaciones Moquegua y Huaylillas y apenas penetran al terreno de las rocas más antiguas. Parece probable que existen otras fallas más de este tipo que no se han ubicado por falta de horizontes guías. Quizás algunas de las numerosas quebradas, como es el caso de la Qda. Tocuco, que corren con rumbo NE-SW deban su origen a este sistema de fallas. El fuerte tectonísmo ha permitido la presencia de un conjunto de diaclasas normales al buzamiento de los estratos con un espaciamiento promedio, entre ellas de 15 cm, los que facilitan

el arranque manual de las rocas tanto económicas como estériles. 4.1.3.4. Mineralogía y Paragénesis El mineral predominante es el Sílice en forma de Cuarcita, una roca metamórfica, es decir una roca que ha sufrido la adaptación mineral y estructural a unas condiciones físicoquímicas diferentes a aquellas donde se encontraban originalmente; las cuarcitas provienen de ex-areniscas o psamitas (cuarcitas micáceas), pues ninguna roca eruptiva tiene más de 75% de Sílice. El término "cuarcita" significa una roca monominerálica formada esencialmente por granos de cuarzo entrelazados que han perdido casi toda traza de su origen clástico. Durante el metamorfísmo, el intenso calor y la intensa presión han deformado y comprimido de tal manera los granos de cuarzo originando contornos saturados entre los granos. Las rocas presentan un mosaico de ajuste perfecto que se rompe con tanta facilidad por los granos como por el material cementante. La cuarcita pura es blanca; el color de las variedades impuras refleja la clase y cantidad de material extraño, especialmente de óxido de hierro. 4.1.4. Sismicidad y Clasificación Sísmica El departamento de Tacna está dentro de la categoría de Región Sísmica I, que es la de máximo riesgo. Hay estudios de microzonificación sísmica que abarcan las áreas urbanas, donde las áreas de más alto riesgo están en la faja costera y en depósitos de pie de monte, que no es el caso donde está emplazado el depósito. 4.1.5. Clima y Meteorología El clima de la zona es pre-árido y semi-cálido. De acuerdo con la información estadística de los registros de la Estación Meteorológica de Calana, conducida por el SENAMHI, los parámetros climatológicos son los siguientes: Tabla 4.6. Parámetros Meteorológicos Humedad Relativa Anual Temperatura Media Anual

: 55% : 16.5°C

Clima Precipitación Total Mensual Precipitación Máxima 24 Horas Velocidad Máxima de Vientos Dirección de los Vientos Irradiancia Solar media Presión Atmosférica Media Fuente: SENAMHI TACNA.

: Seco : 10.7 mm. : 10.2 mm. : 3 m/seg. : SUR SUR OESTE : 5.7 kWh/m^2día : 910 Milibares.

4.2. Sistema de Explotación Para planificar la extracción sistemática de materiales, mineral y desmonte, a tajo abierto, el manto mineralizado se dividirá en bancos de 5 metros de altura. Cada uno de estos bancos se dividirá en una cantidad de bloques que serán usados para planificar un programa de producción. Se estima una producción de 120 TM/día, equivalentes a 48 metros cúbicos de mineral no metálico, que ubica la explotación como productor minero artesanal de minería no metálica dado que el rango máximo es de 200 metros cúbicos por día. Conservadoramente, el consultor ha propuesto un diseño preliminar de 45° de talud final para las paredes Este, Sur y Oeste del Tajo a Cielo Abierto. 4.3 Minado Superficial La explotación del yacimiento es por el método de canteras a Cielo Abierto, la misma que está concentrada en la zona LOURDES SUR, constituida por un paquete de estratos verticales de 75 m de potencia, con intercalaciones delgadas de lutitas y margas, la limitada mecanización ha obligado a arrancar el material económico y desmonte mediante voladuras masivas o "calambucos", que al reactivas el sistema de diaclasas permite aplicar la técnica del "desquinche" mediante barretillas hasta encontrar roca firme o competente. El ciclo de minado es completado con las operaciones de zarandeo, carguío y acarreo a las canchas de almacenamiento de gruesos y de finos; prácticamente, todo el equipo que se utiliza es alquilado.

4.4. Mapeo Geotécnico

Considerando que la sección S-9 es la más representativa en la zona actual de operaciones mineras, las discontinuidades han sido muestreadas y mapeadas mediante líneas de detalle y el levantamiento de la información estructural se resume en las Tablas 4.7. y 4.8 Tabla 4.7. LINEA DE DETALLE CANTERA MARIO SISTEMA RUMBO BUZAMIENTO Plano 349° NE Estratificación Fractura A 238° NE Fractura B 252° NE Fuente: Elaboración propia.

72.5° SW

LONGITUD (m) 100

75° NO 36° NO

5 5

En la cantera MARIO, se ha determinado que el sistema Fractura B es el más desfavorable con un buzamiento de 36° hacia la cara libre del talud final sur. Tabla 4.8. LINEA DE DETALLE CANTERA LOURDES SISTEMA RUMBO BUZAMIENTO LONGITUD (m) Plano 349° NE 85° SW 50 Estratificación Fractura A 247° NE 51.5 NO 5 Fractura B 277° NE 37° N 5 Fuente: Elaboración propia. En la cantera LOURDES, se ha determinado que el sistema Fractura B es el más desfavorable con un buzamiento de 37° hacia la cara libre del talud final sur. 4.5 Clasificación de la Roca Del mapeo geotécnico, observaciones de campo y pruebas de laboratorio, se obtuvo información para clasificar la roca según el índice S.M.R. o Slope Mass Rating (Romana, 1988), el cual se calcula a partir del R.M.R. o Rock Mass Rating (Bieniawski), con los parámetros indicados en la Tabla 4.9. Estos resultados son muy favorables, sin embargo corresponden a características de las rocas económicas y no de las rocas encajonantes. Por otro lado, como muestra la foto, se ha

observado un fenómeno de plegamiento hacia el oeste, por encima del nivel 1570, ésta anomalía estructural se está eliminando por voladura. Tabla 4.9. CLASIFICACION DE LA ROCA PARAMETROS 1. Resistencia de Roca Intacta 2. R.Q.D. 3. Espaciamiento de Discontinuidades 4. Condición de las discontinuidades 5. Presencia de agua subterránea R.M.R. F1 F2 F3 F1*F2*F3 F4 S.M.R. DESCRIPCION ESTABILIDAD ROTURAS TRATAMIENTO Fuente: Elaboración propia.

MARIO

LOURDES 4 17

12 20

15

20

20

25

15 71 0,15 1 -6 -0,9 -8 62,1

15 92 0,15 1 0 0 -8 84 MUY BUENA TOT. ESTABLE

BUENA

ESTABLE ALG. BLOQUES NINGUNA OCASIONAL NINGUNO

Foto 3. Deslizamiento provocado mediante voladura para evitar Fallamiento o Rotura por volteo.

Foto 3. Pruebas de campo en la cantera MARIO Se tomaron muestras para ensayo de propiedades físicas y mecánicas, siendo las más relevantes para el análisis de la estabilidad de talud, las presentadas en la Tabla 4.10. y 4.11.

Tabla 4.10. Propiedades Físicas y Mecánicas Cantera MARIO PARAMETRO VALOR Densidad 2.62 gr/cm3 Resistencia a la compresión 392 kg/cm2 Cohesión 70 kg/cm2 Angulo de fricción interna 40 ° Mínimo Espaciamiento de 30 cm discontinuidades Máximo trazo del afloramiento 100 m Encampane 60 metros

Tabla 4.11. Propiedades Físicas y Mecánicas Cantera LOURDES PARAMETRO VALOR Densidad 2.66 gr/cm3 Resistencia a la compresión 1762.51 kg/cm2 Cohesión 400 kg/cm2 Angulo de fricción interna 58 ° Mínimo Espaciamiento de 30 cm discontinuidades Máximo trazo del afloramiento 50 m Encampane 30 metros

4.6 Aplicación del ALGORITMO DEL EQULIBRIO LIMITE Se ha aplicado el Algoritmo del equilibrio Límite, implementado en el programa ROCKPACK III, para obtener los Factores de Seguridad, para cada una de las canteras y evaluando la pared Sur del Talud Final de diseño, si las operaciones mineras se mantienen sobre el Nivel 1550. Cantera MARIO Datos De Entrada: Altura del talud = 98 ft. Inclinación de la cara del talud = 45° Inclinación del Plano de falla = 36° Cohesión de la superficie de falla = 995 lb/pulg2. Angulo de fricción de la superficie de falla = 40° Densidad de la roca = 160 lb(f)/ft3. Densidad del agua = 62.4 lb(f)/ft3. Datos de Salida:

Factor de Seguridad Área de contacto Peso de la tajada

= 2.13 = 166.73 ft2. = 289181.78 lb(f)

Cantera LOURDES Datos De Entrada: Altura del talud = 65 ft. Inclinación de la cara del talud = 45° Inclinación del Plano de falla = 37° Cohesión de la superficie de falla = 1000 lb/pulg2. (*) Angulo de fricción de la superficie de falla = 58° Densidad de la roca = 160 lb(f)/ft3. Densidad del agua = 62.4 lb(f)/ft3. Datos de Salida: Factor de Seguridad = 3.75 Área de contacto = 108.01 ft2. Peso de la tajada = 110541.16 lb(f) 4.7. Discusión De Los Resultados El análisis de Estabilidad de Taludes a la pared Sur del Talud Final de las Canteras MARIO y LOURDES de la U.P. LOURDES, ofrece resultados positivos y favorables al Talud de Diseño, fijado en 45° para todas las paredes del Tajo Final.

CONCLUSIONES 1. El análisis de estabilidad se desarrolló utilizando el método de equilibrio límite 2. Se tomó como sección representativa del conjunto; la Sección Transversal S-9, y la Sección Longitudinal E-7 que mejor representa las condiciones promedio en el área de operaciones mineras. Tanto en la geología económica como estructural y litológica. 3. Se levantó información estructural mediante línea de detalle; determinándose como el sistema de discontinuidades más desfavorable, en la cantera MARIO, al Sistema Fractura "B", con rumbo 252 NE y buzamiento 36° NO hacia la cara libre del talud final. Configurando el riesgo potencial de una inestabilidad por falla de corte plana. 4. Se procedió al análisis de estabilidad para la condición de máximo encampane, es decir de 60 m (98 pies) de alto; estimando las fuerzas que tienden a producir el deslizamiento y las fuerzas resistentes. Obteniéndose un Factor de Seguridad de 2.13, lo que manifiesta la estabilidad de diseño para cada banco final propuesto en la pared Sur de la cantera. 5. Se levantó información estructural mediante línea de detalle; determinándose como el sistema de discontinuidades más desfavorable, en la cantera LOURDES, al Sistema Fractura "B", con rumbo 277 NE y buzamiento 37° N hacia la cara libre del talud final. Configurando el riesgo potencial de una inestabilidad por falla de corte plana. 6. Se procedió al análisis de estabilidad para la condición de máximo encampane, es decir de 30 m (65 pies) de alto; estimando las fuerzas que tienden a producir el deslizamiento y las fuerzas resistentes. Obteniéndose un Factor de Seguridad de 3.75, lo que manifiesta la estabilidad de diseño para cada banco final propuesto en la pared Sur de la cantera.