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FACULTAD DE INGENIERIA Escuela de Formación Profesional de Minas “APLICACION DEL SISTEMA DE REFUERZO DE ROCA EN SHRINKAGE EN LA MINA MOROCOCHA – CENTROMIN PERU S.A” TESIS Para Optar el Título Profesional de: INGENIERO DE MINAS CARLOS LUIS COLQUI HUAMAN CERRO DE PASCO – PERU 2,003
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FACULTAD DE INGENIERIA
Escuela de Formación Profesional de Minas
“APLICACION DEL SISTEMA DE REFUERZO
DE ROCA EN SHRINKAGE EN LA MINA
MOROCOCHA – CENTROMIN PERU S.A”
T E S I S
Para Optar el Título Profesional de:
INGENIERO DE MINAS
CARLOS LUIS COLQUI HUAMAN
CERRO DE PASCO – PERU
2,003
2
A MI QUERIDA MADRE, A MIS HIJOS Y A LA MEMORIA DE MI ENTRAÑABLE PADRE
3
PRESENTACION
Señores Miembros del Jurado Calificador:
En cumplimiento a lo estipulado en el Reglamento de Grados y Títulos de
la Facultad de Ingeniería, someto a consideración del Honorable Jurado la Tesis
Intitulada “APLICACION DEL SISTEMA DE REFUERZO DE ROCA EN
SHRINKAGE EN LA MINA MOROCOCHA – CENTROMIN PERU S.A”. El
trabajo de investigación que presento es el fruto de mi experiencia profesional
realizada en la Empresa Minera del Centro S.A., Unidad de Producción
Morococha; por lo cual invoco a los señores Catedráticos su benevolencia para
calificar el esfuerzo desplegado en la presente, si para tal propósito merezco
vuestro dictamen favorable.
Agradezco y reconozco a nuestros distinguidos profesores de la Facultad,
quienes con su valiosa y actualizadas enseñanzas, aportaron para una sólida
formación profesional
El Autor.
4
INTRODUCCION
El presente tema es el resultado de un estudio y análisis realizado en la
mina Morococha, Unidad de Producción de la entonces CENTROMIN-PERU
S.A.
El principal objetivo es el de incidir sobre un recurso tan importante como
es el USO DE LOS PERNOS DE ANCLAJE EN LOS TAJEOS
SHRINKAGE y su aplicabilidad.
El método de explotación por Almacenamiento Provisional -SHRINKAGE
STOPING-, es uno de los métodos más ventajosos en cuanto a producción se
refiere; sin embargo, el inconveniente principal es el empobrecimiento gradual del
mineral -DILUCION-, como producto del desprendimiento de las cajas.
Para controlar estos desprendimientos y evitar, por lo tanto, la dilución se
implementaron una serie de medidas preventivas, entre estos se encuentran los
pernos de anclaje.
Los pernos de anclaje, en sus diferentes formas y variedades y como
sostenimiento activo que es sirve principalmente, en este caso, para evitar el
desplazamiento de la roca proporcionándole esfuerzos adherentes que refuerza a
la roca in situ, consolidándole y cohesionándole, ya que estos elementos no se
oponen a las deformaciones de las rocas sino los controla y posteriormente los
frena.
En los últimos años los adelantos tecnológicos en minería han avanzado a
pasos agigantados. Estos adelantos no se deben a creaciones novísimas de
5
equipos, instrumentos, etc. e incluso a disciplinas que aún cuando nosotros lo
estamos experimentando recientemente, ellos han sido concebidos hace más de un
siglo, que no dieron buenos resultados, en ese entonces, porque su desarrollo
tecnológico, referido a los materiales, no alcanzaban los niveles actuales que
poseen.
La Mecánica de Rocas, es una de las disciplinas de las cuales la minería se
va auxiliando en forma preponderante y en los últimos lustros esta ciencia ha
comprobado, mediante estudios experimentales, la importancia y eficiencia de los
pernos de anclaje.
Para una efectiva utilización de los pernos es necesario conocer lo
fundamental del comportamiento de la naturaleza y aquí se dá las pautas
necesarias para tal fin y nos valemos de la Mecánica de Rocas; sin embargo, una
aplicación detallada de esta ciencia es de incierto valor, por lo que asumo ciertas
condiciones máximas. Como una regla, el sostenimiento basado en tales
asunciones son bastante satisfactorias, al menos temporalmente.
Los pernos de anclaje, en este caso los SPLIT SET, son recursos de los
cuales nos valemos de modo general para controlar el equilibrio del terreno y, de
modo particular, controlar la dilución en los Shrinkage, que como se sabe es una
de las principales desventajas de este método de explotación y que al final refleja
un costo excesivo en el estimado inicial y en el afán de mejorar las leyes de este
centro minero se recurrió al uso de los Split set.
6
Finalmente, hago extensivo mi agradecimiento especial al Ingeniero de
Minas, Sr. José CHUMBE SOVERO, Jefe de Capacitación del Area de Minería
de la Empresa Minera CENTROMIN PERU S.A., por su aporte invalorable en la
determinación del presente estudio.
Habiendo arribado a las conclusiones y recomendaciones respectivas, doy
por terminado el presente trabajo de tesis.
El Autor.
7
OBJETIVOS
Los principales objetivos, que se persigue al presentar el presente estudio,
son:
OBJETIVOS GENERALES:
1. Evitar, con la aplicación de los pernos de anclaje, la dilución del mineral
en los tajeos shrinkage.
2. Reducir costos, directa e indirectamente, mediante el uso de los pernos.
3. Aplicar el Shrinkage en vetas con problemas estructurales.
OBJETIVOS ESPECIFICOS:
1. Reducir la dilución que en algunos tajeos superaba el 30% sobre el
permisible en la etapa de rotura.
2. Reducir las pérdidas por sobre dilución en la etapa de rotura que en
algunos tajeos supera los 9.00 US. $/TM.
3. Reducir la dilución en la etapa de evacuación, la misma que se estima
alcanza hasta un 30% adicional al de rotura.
4. Mejorar la velocidad de evacuación por la reducción de desprendimiento
de las cajas.
5. Permitir el minado por Shrinkage en vetas con cajas fracturadas, falladas o
alteradas lo que ha obligado a utilizar Corte y Relleno con los problemas
8
inherentes que representa ese método en la Unidad de producción
mencionada.
9
INDICE
Pag. No.
DEDICATORIA
PRESENTACION
INTRODUCCIÓN
OBJETIVOS
INDICE
CAPITULO I
GENERALIDADES
1.1. Situación y Accesibilidad ......................................................................... 13
1.2. Fisiografía. ................................................................................................ 14
1.3. Clima y Vegetación .................................................................................. 14
1.4. Historia de la Mina. .................................................................................. 15
CAPITULO II
GEOLOGÍA.
2.1 Geología General ...................................................................................... 20
2.2 Geología Regional .................................................................................... 21
2.3 Estratigrafía .............................................................................................. 21
2.4 Estructura. ................................................................................................ 25
2.5 Intrusivos .................................................................................................. 26
2.6 Metamorfismo .......................................................................................... 27
10
2.7 Alteración Hidrotermal ............................................................................ 27
2.8 Controles de Mineralización .................................................................... 27
2.9 Tipo y Forma de los depósitos. ................................................................ 28
2.10 Mineralogía .............................................................................................. 30
2.11 Paragénesis y Zonamiento. ....................................................................... 30
2.12 Reservas de Mineral ................................................................................ 31
2.13 Concesiones .............................................................................................. 32
2.14 Exploración y Desarrollos ........................................................................ 33
2.15 Dilución. ................................................................................................... 33
CAPITULO III
MINADO.
3.1. Métodos de Explotación ........................................................................... 37
3.2. Almacenamiento Provisional (Shrinkage)................................................ 38
CAPITULO IV
MECÁNICA DE ROCAS
4.1. Definición de Mecánica de Rocas ............................................................ 48
4.2. Propiedades de las Rocas ......................................................................... 48
4.3. Esfuerzos alrededor de excavaciones subterráneas .................................. 49
4.4. Conclusiones prácticas derivadas de los puntos anteriores sobre
mecánica de rocas .................................................................................... 63
CAPITULO V
PERNOS DE ANCLAJE
5.1 Historia de los pernos ............................................................................... 66
11
5.2 Teoría de Sostenimiento de Roca mediante Pernos de Anclaje .............. 69
5.3 Clases de Pernos de Anclaje ..................................................................... 79
5.3.1. Pernos de Ranura y Cuña ............................................................. 79
5.3.2. Pernos Expandibles ...................................................................... 95
5.3.3. Pernos de Anclaje Especiales ..................................................... 102
5.3.3.1. Pernos de Anclaje Repartido ...................................... 102
5.3.3.2. Varillas de Roca sin Anclamiento .............................. 103
5.3.3.3. Pernos de madera ....................................................... 104
5.3.3.4. Split Set ...................................................................... 112
5.4. Ventajas y Desventajas de los Pernos de Anclaje ............................... 116
5.5. Ventajas y desventajas de los Split Set ............................................... 117
CAPITULO VI
APLICACIÓN DE LA TEORÍA DEL EMPERNADO DE ROCAS
6.1. Aplicación de los pernos de Anclaje ...................................................... 119
6.1.1 Aberturas Tabulares Horizontales .............................................. 120
6.1.2 Tajeos. ........................................................................................ 123
6.2 Selección del perno Anclaje ................................................................... 124
6.3 Fundamento de la longitud del perno ..................................................... 124
6.4 Capacidad Portante del Split Set ............................................................ 127
6.5 Orientación óptima de los pernos ........................................................... 129
6.6 Mecánica de funcionamiento del Split Set ............................................. 129
6.7 Espaciamiento entre los Split Set ........................................................... 130
12
6.8 Longitud de los Split Set ........................................................................ 131
6.9 Instalación del Split Set .......................................................................... 131
6.10 Justificación para el Empleo de Pernos de Anclaje en el Sostenimiento
en Shrinkage. .......................................................................................... 131
6.4. Evaluación Económica del Empleo de Split Set como Sostenimiento
en tajeos Shrinkage. ............................................................................... 132
CONCLUSIONES
RECOMENDACIONES
REFERENCIA BIBLIOGRAFICA.
PLANOS Y FIGURAS
13
CAPITULO I
GENERALIDADES
1.1. SITUACION Y ACCESIBILIDAD:
La mina Morococha, fue una de las unidades de producción de
CENTROMIN PERU y se encuentra ubicado aproximadamente a 142
kms. al Este del Departamento de Lima, en la provincia de Yauli,
departamento de Junín. Situado en la parte céntrica de la Cordillera
Central. Fig. Nº 1.
El yacimiento de Morococha está dentro de un área de 60 kms.,
ubicado en la parte central del distrito, con una extensión de 10 kms.
Colinda con 5 compañías mineras: Centraminas, Santa Rita, Sociedad
Minera Puquiococha, Sociedad Minera Yauli y Austria Duvaz.
14
Geográficamente, está ubicado en las siguientes coordenadas:
- 76º10' Longitud Oeste
- 11º36' Latitud Sur.
La carretera central cruza a este asiento minero de Oeste a Este,
siendo muy fácil el acceso a esta mina, ya sea por ferrocarril o vehículos
motorizados
1.2. FISIOGRAFIA :
Topográficamente se abrupta tipo alpina, con una altitud variable
entre 4,400 m.s.n.m. en la parte Oeste y 5,000 m.s.n.m. en la Este de la
mina.
La cumbre más elevada de la zona es Yanashinga con una latitud
de 5,480 m.s.n.m. y cuyo flanco occidental está cubierto por un glaciar.
Los valles son en forma de "U" cuyos fondos están ocupados por lagunas
escalonadas, como la Laguna Huacracocha.
Las estrías y depósitos glaciares son evidencias de una fuerte
glaciación en la zona.
1.3. CLIMA Y VEGETACION :
El clima de la región es frígida, con dos estaciones bien marcadas:
la helada de Noviembre a Abril con precipitaciones principalmente de
nevadas y granizos. La seca durante el resto del año.
La mayor parte de la superficie está cubierta de pastos naturales,
especialmente de pajabrava (ichu).
15
1.4. HISTORIA DE LA MINA :
Esta mina es una de las más antiguas, ya que su inicio se remonta a
la época incaica.
Aquí se enumerará algunas fechas con el afán de contribuir más al
conocimiento de la historia minera del Perú, estas son las siguientes:
Pre-Colombina : Posibilidad de la existencia de pequeños hornos de
barro, llamadas huairas, en las laderas de
Huascacocha Tuctu. Posiblemente se extraía plata
nativa en óxidos del Cerro Potosí.
Hasta 1700 : Grupos aislados de españoles "rascan"
afloramientos ricas en plata, los funden en Pucará,
Yauli y Pachachaca. Es en muy poca escala.
1802 : Alexander Von Humboldt recibe información de la
decadente actividad en Morococha.
Hasta 1835 : Casi total abandono de las minas debido a las
convulsiones políticas y guerras civiles.
1840 : El Sr. Juan Francisco de Izcue inicia la explotación
de minerales de cobre y plata en San Miguel.
1845 : El Sr. Karl Rhinehardt Pflucker Schmiedel se
asocia con el Sr. Izcue y forman la primera
sociedad minera del lugar, La Compañía Peruana
16
de Minas Cobre. Traen mineros y metalurgistas
alemanes.
1850 : Los Ingenieros alemanes Erdmann y Honigman
construyen un horno de reverbero para fundir
minerales de cobre y obtener matas para su
posterior lixiviación.
1850 a 1860 : Se instalan en Morococha varios ingenios para
tratar minerales de plata para amalgamación y
cloruración en la zona de Tuctu.
1861 : El sabio Antonio Raimondi visitó Morococha y
estudio la mineralogía de las minas del Sr.
Pflucker.
1884 : Pedro F. Remy, primer Ingeniero de Minas del
Perú, inició su ejercicio profesional en Morococha,
en las minas de la familia Pflucker.
1885 : El Sr. Ricardo Marh inicia desde Arapa el socavón
Descubridora para cortar las vetas que tenían en
operación en los cerros Cuncuspata y Alpamina. El
socavón llegaría a tener un kilómetro.
1893 : Llega a Morococha el ferrocarril.
1895 : Los Srs. Octavio Valentine y Nicolás Azalia
inician la explotación de las vetas Sara y Cristina
17
en la mina Natividad y en 4 años vacean todo el
mineral hasta el nivel de la Laguna Morococha.
1897 : Los Srs. Octavio Valentine y José Miculicich
explotan parte de las minas Gertrudis e inician el
pique.
1898 : Se forma la Compañía Minera Santa Inés de
Morococha por la testamentaria Pflucker e inician
la explotación de 5 vetas en la mina San Francisco.
1900 : Se inicia el Pique Natividad.
1903 : El Ing. Carlos E. Velarde inicia un estudio minero
de Morococha que tomaría 5 años en concluir. Su
obra se publicó en el Boletín del Cuerpo de
Ingenieros en 1908.
1906 : El Ing. Alberto Jochamowitz realiza una
evaluación económica en Morococha y la
considera segundo productor de cobre y cuarto de
plata.
1906 : Se funda la Empresa Minera Backus y Johnston
para trabajar minas en Casapalca y Morococha.
1908 : La Morococha Mining Co. inicia el pique San
Francisco.
1912 : El Ing° Harold Kingsmill llega como
Superintendente para la Morococha Mining Co. y
18
profundiza el pique Natividad hasta 180 metros
debajo del Nv. Carlos Reinaldo.
1915 : La Cerro de Pasco Cooper Corporation adquiere
todas las acciones de la Morococha Mining Co. El
Ingº Harold Kingsmill queda como
Superintendente.
1919 : La Cerro de Pasco C.C. adquiere la Backus y
Johnston y agranda su división en Morococha.
1929 : La concentradora gravimétrica llamada "Amistad"
se convierte en concentradora por flotación y por
etapas llega a ampliar su capacidad a 1000
tons./día.
1974 : Pasó a formar parte de la Empresa Minera del
Centro del Perú, CENTROMIN PERU S.A.
2000 : Es adquirido por Volcan Compañía Minera S.A.
19
UNIVERSIDAD NACIONAL DANIEL ALCIDES CARRION
FACULTAD DE INGENIERIA
ESCUELA DE FORMAC. PROF. DE ING. DE MINAS
PLANO DE UBICACIÓN DEL DISTRITO MINERO DE MOROCOCHA
Dibujado: Carlos Luis Colqui Huamán
ESCALA: S/E.. OCTUBRE 2003 FIGURA N°1
20
CAPITULO II
GEOLOGIA
2.1 GEOLOGIA GENERAL:
La geología del distrito minero de Morococha ha sido objeto de
estudios continuos efectuados por geólogos, tanto nacionales como
extranjeros. Fig. Nº 2.
Los yacimientos de minerales existentes en esta zona minera
presentan diferentes tipos de depositación, tales como: vetas, mantos,
cuerpos y diseminaciones que constituyen la fuente de producción de los
minerales de Cu, Ag, Pb, Zn y pequeñas cantidades de Tungsteno. Como
consecuencia de esta complejidad de acumulación de minerales, hace que
para su extracción se aplique diferentes métodos de explotación.
21
2.2 GEOLOGIA REGIONAL:
El rasgo estructural de mayor importancia geológicamente es un
anticlinal complejo de rumbo NW-SE cuyo eje tiene una inclinación de
15º NW. Este anticlinal que localmente toma el nombre de anticlinal
Morococha, forma la parte norte de una estructura regional mayor,
llamado DOMO DE YAULI.
2.3 ESTRATIGRAFIA:
La secuencia estratigráfica de Morococha lo constituyen rocas que
van desde el paleozoico hacia el mesozoico y que están comprendidos
dentro de las unidades litológicas siguientes:
A) GRUPO EXCELSIOR (Silúrico - Devónico):
Las rocas más antiguas corresponden a las filitas Excelsior
de edad devónica. Estas filitas afloran en el medio del anticlinal
Chumpe a 5,000 mts. de altitud y en el Túnel Kingsmill a 4,000
mts. de altitud, núcleo del anticlinal Morococha. Las filitas
Excelsior consisten en lutitas negras a verde olivo, fuertemente
plegadas, foliadas y cortadas por vetillas y lentes irregulares de
cuarzo lechoso. La potencia estimada es de 3,050 mts.
B) GRUPO MITU (Pérmico):
Las rocas volcánicas corresponden a la fase volcánica del
Paleozoico Superior que localmente han sido llamados Volcánicos
22
Catalina. La litología consiste en derrames lávicos de andesitas y
dacitas con algunos tufos, brechas y aglomerados que en conjunto
hacen una potencia de 760 mts. (Mc Laughlin) que descansa en
discordancia angular sobre filitas del Devónico Medio. La edad
asignada a estos volcánicos corresponden al Pérmico Medio.
C) GRUPO PUCARA (Jurásico):
Son calizas que sobreyacen concordantemente al Grupo
Mitu. A.J. Terrones (1949) ha subdividido la caliza Pucará en 13
horizontes que dan un espesor medio de 431 mts. Estos horizontes,
del techo a la base, son:
HORIZONTE "A": Capas delgadas de caliza blanca, alternadas
con capas de lutitas rojo pardo y arenosas.
Espesor máximo, 38 mts.
Brecha Churruca Superior. Fragmentos
angulosos y subangulosos o de caliza una
matriz calcárea de color blanco, con una
potencia de 24 mts.
HORIZONTE "B": Caliza de color blanco-grisáceo, finamente
estratigráfica de textura sacaroide. Espesor
promedio 12 mts.
Brecha churruca inferior. Fragmentos
angular y subangular de caliza gris en una
23
matriz calcárea de color blanco a verde
pálido. Localmente contiene capas
lentiformes de caliza y marga. Potencia
promedio 19 mts.
HORIZONTE "C": Caliza gris clara que intemperiza a color
azul plomizo, con un espesor promedio de
12 mts.
Basalto Montero. Capa basáltica de color
verde olivo a marrón oscuro, felsítica y
localmente amigdaloide, con un espesor
promedio de 17 mts.
HORIZONTE "D": Capas delgadas de lutitas y margas
interestratificadas con areniscas calcáreas de
color gris-violeta. En la parte inferior existen
abundantes capas y lentes de sílice negra,
intercaladas con capas delgadas de margas
abigarradas.
El espesor varía entre 62 y 108 mts.
Laura superior. Caliza dolomítica de color
azul plomizo con fragmentos de fósiles y
nódulos de sílice, marmolizada y
24
serpentinizada en las inmediaciones de
intrusivos monzoníticos.
Su espesor promedio es de 18 mts.
Traquita Sacracancha. Capa de traquita de
color gris oscuro, amigdaloide y mostrando
líquines de flujo bien marcadas. Intemperiza
a un cloro característico. Su espesor es de
5.00 mts.
Laura inferior. Caliza dolomítica con
interestratificaciones de lutitas y areniscas.
Lentes de sílice predominan en la parte
inferior del horizonte. Contiene fragmentos
de fósiles, entre los que destacan talos de
crinoides y restos de gasterópodos. El
espesor promedio es de 87.00 mts.
HORIZONTE "E": Arenisca de grano medio a grueso
alternando con capas de lutita. Al centro del
horizonte se encuentra una capa de dolomita
de 3.00 mts. de espesor, fosilífera y con
nódulos de sílice. El espesor promedio de
este horizonte es de 26.00 mts.
HORIZONTE "F" : Caliza dolomítica de grano fino de color gris
claro a blanco, con fragmentos de corales y
25
nódulos de sílice y con un espesor de 64.00
mts.
D) GRUPO GOYLLARISQUIZGA (Cretáceo Inferior)
Está representado por un conglomerado basal, areniscas,
lutitas rojas, calizas y derrames lávicos los cuales descansan en
concordancia sobre las calizas superiores del grupo Pucará.
Los principales afloramientos alcanzan una potencia de 400
- 600 mts. (Bouwell y Heshaw). Una edad del cretásico inferior ha
sido asignado del grupo.
E) GRUPO MACHAY
Este grupo está representado por una secuencia de 450 mts.
(Bouwell), lo cual consiste de calizas negras lutáceas y margosas.
Los mayores afloramientos se presentan en las afueras del distrito y
corresponden al cretáceo medio.
F) DEPÓSITOS CUATERNARIOS
Estos están representados por los depósitos de talud,
depósito de origen glaciar.
2.4. ESTRUCTURA
La estructura principal más importante es el DOMO DE YAULI, el
cual se extiende por 30 kms. desde San Cristóbal hasta Morococha con un
rumbo de N35°W esta zona minera la estructura dominante es el anticlinal
Morococha que es asimétrico y con los volcánicos Catalina formando el
26
núcleo. Existen otros pliegues secundarios a ambos lados del anticlinal
principal.
El eje del anticlinal tiene un rumbo N20°W en la parte Sur del
distrito y N40°W en la parte Norte, con una inclinación de NW15°
La continuidad de las mismas fuerzas de compresión, de dirección
esencial E-W que formaron el plegamiento; dieron lugar, primeramente, a
la formación de 2 grandes fallas inversas a ambos lados del anticlinal:
Gertrudis en el flanco Oeste y Potosí-Toldo en el flanco Este; y, en
segundo término, a cizallamiento rumbo NE-SW y NW-SE y
fracturamiento tensional de rumbo esencial E-W.
Como consecuencia de los movimientos orogénicos producidos se
observan brechamientos que se ubican en las zonas de fallas inversas y en
los contactos de : Caliza - volcánico Catalina, caliza-intrusivos y caliza-
basalto montero.
2.5. INTRUSIVOS :
La actividad comenzó durante el permiano (Volcánicos Catalina)
con la intrusión pasiva de magmas cada vez más ácidas. Continuó como
flujos volcánicos y diques-capa durante el jurásico y cretáceo. La mayor
actividad ocurrió a fines del terciario con las intrusiones de la Diorita
Anticona (más antigua) que en la zona aflora en la parte Oeste, bordeando
a las lagunas Huacracocha. Es de color verde oscuro a gris y de textura
porfirítica, la monzonita cuarcífera y el pórfido de cuarzo.
27
La instalación de las rocas intrusivas ha producido metamorfismo y
metasomatismo de las rocas encajonantes.
2.6 METAMORFISMO :
Durante la intrusión, las calizas de la formación Condorsinga con
intercalaciones mayormente dolomíticas, han sido alteradas gradual y
relativamente por magmas probablemente monzoníticas. Estas alteraciones
metamórficas han originado de diópsida los cuales bordean a los intrusivos
en la zona central. Mármoles silíceas y magnesianos en la línea de
mármoles y calizas ligeramente silicificadas en las afueras del distrito.
2.7. ALTERACION HIDROTERMAL :
Las soluciones mineralizantes del sistema hidrotermal al ascender
por los canales que cortan intrusivos y silicatos metamórficos han alterado
a biotita rubia -feldespatos potásicos y a actinolita - clorita,
respectivamente. En los volcánicos Catalina, la alteración hidrotermal se
reduce a una ligera argilitización, moderada propilitización y silicificación
a lo largo de las vetillas de cuarzo - pirita en los cuales la calcopirita y
molibdenita son ausentes. En los mármoles y calizas, la alteración está
restringida a una ligera serpentinización y débil silicificación.
2.8. CONTROLES DE MINERALIZACION :
Existe un control estructural bastante evidente y determinada por la
deposición del mineral en las fracturas de tensión y de cizalla, y en la
28
unión entre vetas y el contacto caliza - volcánico, por donde el mineral se
ha introducido extendiéndose limitadamente.
La presencia de las calizas también ha jugado un papel importante
como rocas favorables al reemplazamiento metasomático.
En algunas zonas la roca volcánica (?) ha sido alterada presentando
carbonatos y tremolita calcitizada. El reemplazamiento de este último por
galena y esfalerita es otro control importante, ya que la mineralización de
Mena puede extenderse hasta 5' (cinco pies) por debajo del contacto
caliza- basalto.
2.9. TIPO Y FORMA DE LOS DEPOSITOS :
Lo complejo de la geología de Morococha y los diferentes tipos de
rocas de diferentes composiciones han dado lugar a la formación de una
variedad de depósitos minerales, entre estos tenemos:
A) VETAS:
Las vetas mejor mineralizadas fueron formados a lo largo de las
fracturas de tensión.
Las fallas de cizalla por contener mucho panizo no fueron
mineralizadas.
En la monzonita cuarcífera las vetas son más cortas y no
profundizan mucho. Por lo general son definidas.
29
Las vetas en una parte del yacimiento sólo se extienden
hasta el contacto entre caliza superior y basalto inferior,
deformándose y desapareciendo al querer penetrar en la zona de
brechas. Hay excepciones a este regla, especialmente cuando las
estructuras son fuertes. En este caso, se puede observar
mineralización por encima del contacto basalto - caliza.
Las potencias varían de 1,0m. a 1,5m., con buzamientos de
60° a 85°, siendo las rocas encajonantes volcánicos, calizas y en
menor grado Skarns.
B) MANTOS Y CUERPOS :
Los mantos generalmente están contenidos de mineral
diseminado con inclinaciones de 25° a 30° y se encuentran en las
calizas Pucará.
En algunas zonas los mantos tienen extensión limitada por
ser sólo "filtraciones" a través del contacto entre caliza y basalto a
partir de las vetas.
Las potencias varían de 1,40m. a 2,40 mts., con
buzamientos de 15ª 30 grados cuyas rocas encajonantes son las
calizas.
Los cuerpos son aquellos que se han formado en monzonita
cuarcífera, con alto contenido de cobre, así mismo en actinolita.
Estos cuerpos se hallan en los alrededores de los stocks.
30
2.10 MINERALOGIA :
Se encuentran minerales:
A) HIPOGENICOS :
Como menas, tenemos:
Galena, Chalcopirita, Tenantina Tetraedrita, Colita, Molibdenita,
Esfalerita, etc.
Como ganga, tenemos:
Cuarzo, Pirita, Fluorita, Calcita, Rodocrosita, Rodonita, Anhidrita,
Yeso, Shaolita, etc.
B) SUPERGENICOS :
Tenemos :
Calcopirita, Covelita, Jarosita, etc.
MINERALES COMERCIALES :
Tenemos:
Calcopirita, Tetraedrita, Enargita, Esfalerita, Galena, Calcosita, Covelita,
etc.
2.11 PARAGENESIS Y ZONAMIENTO :
En la zona central de los stocks, alrededor de ellos y en contacto
con las calizas alteradas, existen principalmente minerales de Cu. Dentro
de los stocks existen vetas y diseminaciones y en las zonas de contacto con
la caliza existen cuerpos irregulares.
En el zonamiento horizontal, tenemos 3 zonas:
31
En la zona principal los minerales que existen, son: Cobre,
Enargita, Calcopirita, Tetraedrita. Los minerales de ganga: Pirita y
magnetita.
En la zona intermedia: se tiene minerales de Zn y Pb; con
minerales de ganga: Cuarzo, Rodocrosita, etc.
La zona exterior que abarca los márgenes del distrito, cuyos
minerales son Pb y Ag, identificados con Galena Argentífera, Freubergita;
teniendo minerales de ganga a: Calcita, Baritina, Cuarzo y Rodocrosita.
Con relación al zonamiento vertical, la secuencia paragenética
generalizada, es: Hematita, Magnetita; Cuarzo y Molibdenita; Pirita,
Esfalerita, Enargita, Bornita, Calcopirita, Tetraedrita, Galena I,
Carbonatos, Barita, Esfalerita II Galena II.
En conclusión, las características del yacimiento de la zona, son:
A) En la mayoría de las vetas se nota la presencia de panizo, el cual se
debe a movimientos post - minerales (fallas normales).
B) Buzamiento promedio de las vetas que oscilan entre 70° a 75°
C) Las vetas son de potencia variable, cuyo rango está entre 2.0' (Dos
pies)
2.12. RESERVAS DE MINERAL
Las reservas de la Unidad se clasifican en Probado-Probables, y por clases
(clase I: 100% CENTROMIN, clase II: Un porcentaje a CENTROMIN y
32
el resto a un tercero, cuyo arriendo es recíproco, clase IV: 100% de
terceros)
RESERVAS 2001
Mineral T %Cu %Pb %Zn gAg Valor
$/t
PRODUCC.
t/año
Vida
Años
Prob. + Probabl 2785690 1,0 1,5 4,9 254 31,98 522000 5,3
Pros + Potenc. 3577520
C.I.. Capacidad Instalada
Mineral T %Cu %Pb %Zn GrAg/t $/t
Clase I 2053222 1,10 1,40 5,00 243,39 31,84
Clase II 108136 1,00 1,40 4,50 287,95 33,28
Clase IV 624333 0,80 2,00 4,80 277,67 32,89
Total 2785690 1,00 1,50 4,90 253,71 31,98
2.13. CONCESIONES
La Unidad de Morococha posee 4156 Ha. agrupadas en 7 concesiones (de
acuerdo a las nuevas coordenadas U.T.M.), esta superficie en el pasado se
han venido negociando con empresas vecinas, de tal modo de mantener
una negociación recíproca con la Sociedad Minera Yauli, con Centraminas
S.A. y con la Sociedad Minera Austria Duvaz. Actualmente se tiene
alquilada concesiones a la Cía, Minera Santa Rita S.A. y Cía. Sierra
Nevada.
33
2.14. EXPLORACIÓN Y DESARROLLOS
Año Exploraciones (m) Perf. Diamantinas (m) Reserv.
Cub.
Cub/Pro
Prog. Realiz. % Prog. Realiz. % t %
2001
2002
2003
6480
3500
2428
4581
2785
1075
71
80
44
750
762
786
1207
1356
691
161
178
88
375257
290426
85878
1,20
0,95
0,57
* Información al primer semestre 2003.
2.15. DILUCION
Muy raras veces un depósito mineral podrá ser explotado dentro de
sus límites. Es casi inevitable que algo de roca sin valor (desmonte) sea
derribado con el mineral. Por otra parte, en los casos en que se haga un
escogido minucioso o se "cirque", con el objeto de separar el desmonte del
mineral, casi seguramente habrá pérdida de cierta proporción de mineral
fino que quedará en el tajeo. En ambos casos decimos que hay dilución.
Dilución es, pues, la proporción en que disminuye el contenido
metálico (LEY) de un mineral explotado con respecto al que se ha
calculado a partir del muestreo.
La dilución generalmente se expresa como sigue:
El porcentaje de dilución de una labor de explotación, es como sigue:
%100 tajeode ancho
vetade ancho-1dilución %
muestreo deley x
tajeode
vetade ancho diluídaLey ancho
34
DILUCION TOTAL .-
Es la dilución sin tener en cuenta el ancho de la labor.
DILUCION PARCIAL .-
Es la dilución arriba del ancho mínimo explotable.
En toda mina se establece un ancho mínimo explotable de acuerdo a las
características de la veta y al método de explotación y se diluye a ese valor
mínimo todas las muestras cuya potencia sea menor. Para los casos de potencias
superiores al mínimo explotable, en cada mina se establece para la dilución ciertas
reglas que pueden expresarse en cualquiera de las siguientes formas:
- Porcentaje de la potencia de las vetas.
- Cantidad fija que se añade a la potencia de veta.
- Cantidad variable obtenida de un gráfico, que se suma a la potencia.
aunque, alguna veces, la regla puede ser no diluir esta clase de muestras.
El factor más importante es la explotación de cuerpos angostos es
mantener una dilución baja., El estudio analiza dos tipos de dilución: la primaria,
resultante del método en sí y la secundaria, es aquella incontrolada.
En lo referente a las circunstancias propias del yacimiento mismo,
como por ejemplo, irregularidad y poca resistencia de las cajas, el muestrero
puede aportar datos valiosos que contribuirán a un correcto apunte del porcentaje
de dilución en el cálculo respectivo.
35
Con relación a la influencia que ejercerá el método de explotación sobre
la dilución, no es necesario aclaración alguna; tengamos en cuenta, solamente que
el método de tajos de reducción es el que arroja valores para la dilución.
En el caso específico de la mina "Morococha" la dilución está determinada
por las dos reglas siguientes:
1. Las muestras correspondientes a una potencia de 2.5' (pies); se les diluye a
este ancho mínimo.
2. Las muestras de potencias superiores al mínimo explotable antedicho; se
diluyen según el standard de dilución de la mencionada mina.
36
UNIVERSIDAD NACIONAL DANIEL ALCIDES CARRION
FACULTAD DE INGENIERIA
ESCUELA DE FORMAC. PROF. DE ING. DE MINAS
MAPA GEOLÓGICO
DISTRITO DE MOROCOCHA
Dibujado: Carlos Luis Colqui Huamán
ESCALA: S/E.. OCTUBRE 2003 FIGURA N°2
37
CAPITULO III
MINADO
El minado actual en el Yacimiento de Morococha se realiza por varios
métodos de explotación.
3.1. METODOS DE EXPLOTACIÓN
Los métodos usados son el de Reducción Dinámica, Cámaras y
Pilares y Reducción Estática; además el de Tajo Abierto.
Producción por métodos de explotación a Junio de 1999.
METODOS PRODUCCIÓN PROMEDIO
t/mes
%
Reducción dinámica y estática 8686 28
Cámaras y Pilares 8277 27
Tajo Abierto 5939 19
Desarrollo y Preparac. 8205 26
Total 31107 100
38
En el presente trabajo trataremos ampliamente el método por
Reducción Estática o Almacenamiento Provisional (Shrinkage), ya que en
dicho método se experimentó la aplicación de los pernos de anclaje, por
las razones que serán explicados posteriormente.
En la mina subsuelo, las operaciones se realizan en 4 zonas y 8
niveles principales; las zonas “Sulfurosa” y “Central” se caracterizan por
la presencia de vetas de plata y cobre, comprende desde la superficie hasta
el nivel 1700; las zonas “Gertrudis” y “San Antonio” presentan la
mineralización en mantos y cuerpos con alto contenido de zinc, comprende
desde superficie hasta el nivel 222. La extracción de mineral en las
primeras zonas se realizan por los piques “María” y “Central”
respectivamente.
La distribución estimada de producción por zonas es la siguiente:
ZONAS t/mes % t/tarea
Sulfurosa y Central 11000 44
Gertrudis y San Ant. 14000 56
Total 25000 100 2,32
Tajo abierto 6000
3.2. ALMACENAMIENTO PROVISIONAL (SHRINKAGE) :
La propiedad característica de este método es que el mineral se
arranca en sentido ascendente, dejando que este mineral se acumule en el
mismo tajeo, ya que la misma se usará como plataforma de trabajo para los
39
siguientes y sucesivos cortes, al mismo tiempo que apuntalan parcialmente
las cajas del espacio ya explotado y sustituyen así al relleno propiamente
dicho. Como el volumen del mineral arrancado es aproximadamente una
tercera parte mayor que el del mineral in-situ, debe extraerse este
excedente con el objeto de que entre el techo del próximo corte y la
superficie del montón del mineral, exista un espacio abierto de 2.00 mts.
de altura. Fig. Nº 3.
B.1. VENTAJAS DEL METODO :
Entre las principales ventajas del Shrinkage, se tiene:
1. Costos bajos.
2. Arranque rápido.
3. Rendimiento de extracción elevado.
4. Costos de fortificación reducidos.
5. Trabajo sencillo y fácil.
6. La gravedad favorece el trabajo con explosivos.
7. Ventilación fácil y eficaz.
8. La extracción no depende del arranque diario; el mineral
puede extraerse regularmente y sin interrupción alguna.
9. El Shrinkage es el método más confiable en cuanto a
disponibilidad de mineral roto se refiere, porque no
depende de equipo de limpieza como winchas, cavos o
scoop´s.
40
10. El Shrinkage no depende de relleno hidráulico, por lo tanto
no depende de la disponibilidad de relleno para contar con
mineral roto.
11. Cuando existen minerales de distinta calidad en los
distintos bloques en explotación del yacimiento, puede
lograrse la calidad media deseada extrayendo mineral de las
distintas cámaras.
12. No es necesario almacenar en la superficie el mineral, sinó
que éste permanece en el interior de la mina, no estando así
expuesto a la intemperie.
B.2. DESVENTAJAS DEL METODO :
Entre los principales inconvenientes del método, tenemos:
1. El Shrinkage convencional tiene limitaciones en la
explotación de vetas cuyas cajas sean fracturadas y
alteradas por fallamiento.
2. Grandes limitaciones en las posibilidades de aplicación.
3. El inconveniente de pasar de este método a otro diferente.
4. Dificultades cuando se presentan bifurcaciones en la veta.
5. El mineral se ensucia debido a desprendimientos de roca de
las cajas (dilución).
6. Escasa libertad de movimiento del personal que se
encuentra en la cámara (tajeo) sobre el mineral almacenado
y transporte difícil de las herramientas.
41
7. Las grandes reservas de mineral almacenado en el interior
representan la inmovilización de un capital notable.
8. No resulta posible en la explotación una clasificación del
mineral ni una separación de la ganga.
9. Cuando las cajas se hunden antes de lo previsto, se pierde
demasiado mineral.
B.3 CONDICIONES DE APLICACION :
El método de corte y reducción o shrinkage, se está
utilizando en vetas de las siguientes características:
1. Cajas medianamente competentes, lo que le permite una
buena estabilidad.
2. Buzamiento mayor de 70°, dando lugar a que la carga de las
cajas no se cuelgen.
3. Potencia promedio de veta, 1.50 mts.
4. Regularidad en la forma de las vetas.
5. Regular presión de las cajas.
6. Mineral no aglomerable ni inflamable poco oxidable.
7. Mineral firme.
B.4 DESARROLLO :
Consiste en efectuar una galería de sección 9' x 8' con una
longitud aproximada de 120 mts.
42
B.5 PREPARACION :
Se inicia con la "corrida" de las chimeneas que van sobre
veta y que sirven tanto para la ventilación de la zona, delimitación
del block así como medio de reconocimiento referencial del
comportamiento de la veta.
Posteriormente, se preparan los buzones o box hols
distanciados convenientemente uno del otro, en un número
apropiado, esto de acuerdo a la dimensión del block.
En los buzones se tiene que armar tolvas especiales para
una efectiva descarga del mineral, y esto se realiza de la siguiente
manera:
- Se coloca la solera de madera de 8" x 8" x 6' a 20" de
distancia de la riel. esta solera debe llevar destajes, en
donde descansarán los postes de los cuadros cojos.
- Se para los postes (8" x 8" x 10') y se aseguran
convenientemente.
- Se "sientan" los sombreros (8" x 8" x 12') en cada poste y
sus extremos asegurados en patillas previamente preparados
en las cajas (techo y piso). Se colocan los topes que van de
los sombreros al terreno y entre los dos sombreros con
madera de 8" x 8".
43
- Luego se ponen los caballetes (8" x 8") y el cabezal (8" x
8"). El primero apoyado sobre soportes que van pegados a
la cara interna de los postes.
- Enseguida se comienza a poner la camada con tablas de 3"
x 10" x 9'.
- Sobre la camada y pegada a los postes van las alas con
tablas de 3" x 10" x 9'.
- Se pone la compuerta metálica, asegurada en los dos postes;
los ganchos tipo "U", en donde irán dos tablas, que vendrá a
ser la compuerta superior.
- Finalmente se hace una camada de redondos sobre los
sombreros, cubriendo todo el espacio vacío, dejando
solamente libre el que da a la tolva. Fig. Nº 4.
Después de haber armado los chutes, se dispara el tercer
corte, tratando de formar un cono, siempre apoyado por la caja piso
para facilitar el deslizamiento del mineral. Por otro lado se hace
una ventana que va del primer chute a la chimenea de preparación,
con la finalidad de dar acceso al personal y materiales para la
perforación del subnivel. La corrida del subnivel se inicia desde la
chimenea adyacente a la chimenea de preparación y se realiza
ensanchando a toda la potencia de la veta hasta unir todos los
buzones que se hizo para armar los chutes.
44
Este subnivel se hace siempre cuidando que el techo sea
horizontal y para ello, en caso necesario, se descarga el mineral de
cada tolva. Se debe cuidar de que el puente entre el subnivel y la
galería debe tener aproximadamente 8'. Fig. Nº 5.
B.6 TAJEADO :
Después de haber hecho los trabajos de preparación se
empieza a romper el tajeo en franjas horizontales, dejando un pilar
de más o menos 1.50 mts. entre el tajeo y la chimenea de
preparación.
La perforación se realiza siguiendo el buzamiento de la
veta, tratando de conservar, en lo posible, la estabilidad de las
cajas.
Concluido la rotura, el tajeo ingresará a la etapa final que
es el de evacuación total del mineral.
45
UNIVERSIDAD NACIONAL DANIEL ALCIDES CARRION
FACULTAD DE INGENIERIA
ESCUELA DE FORMAC. PROF. DE ING. DE MINAS
METODO DE EXPLOTACIÓN - SHRINKAGE
Dibujado: Carlos Luis Colqui Huamán
ESCALA: S/E. OCTUBRE 2003 FIGURA N°3
46
UNIVERSIDAD NACIONAL DANIEL ALCIDES CARRION
FACULTAD DE INGENIERIA
ESCUELA DE FORMAC. PROF. DE ING. DE MINAS
METODO PARA INSTALAR CHUTES
Dibujado: Carlos Luis Colqui Huamán
ESCALA: S/E. OCTUBRE 2003 FIGURA N°4
47
UNIVERSIDAD NACIONAL DANIEL ALCIDES CARRION
FACULTAD DE INGENIERIA
ESCUELA DE FORMAC. PROF. DE ING. DE MINAS
METODO PARA INSTALAR CHUTES
Dibujado: Carlos Luis Colqui Huamán
ESCALA: S/E. OCTUBRE 2003 FIGURA N°5
48
CAPITULO IV
MECANICA DE ROCAS
4.1. DEFINICION :
A la Mecánica de Rocas se le puede definir como la ciencia que
estudia el comportamiento de las rocas y masas rocosas en respuesta a
campos de fuerza y condiciones del medio ambiente y como rama de la
mecánica se ocupa del movimiento, de la deformación y de las fallas de las
rocas y masas rocosas.
4.2 PROPIEDADES DE LAS ROCAS
El comportamiento de una roca depende de muchos factores: tipo
de roca, dimensiones de cuerpo de la roca; las tensiones que actúan sobre
el cuerpo de la roca y la condición geológica de la roca, por ejemplo si
tiene muchas juntas, grietas, diaclasas, etc.
49
4.3. ESFUERZOS ALREDEDOR DE EXCAVACIONES
SUBTERRANEAS :
Los esfuerzos existentes en un macizo rocoso son producto del
peso de los estratos y además de la geología histórica del macizo rocoso.
Este campo de esfuerzos son alterados al abrir una excavación subterránea
y en algunos casos estas alteraciones producen esfuerzos que son tan altos
que exceden la resistencia de la roca. En estos casos se produce un
fracturamiento de la roca adyacente a la excavación aumentando estos
gradualmente con lo que se produce el cierre de la excavación. En casos
extremos, se producen estallidos de roca cuando hay una alta
concentración de esfuerzos actuantes en una roca frágil.
4.2.1 DISTRIBUCION DE LAS FUERZAS EN UNA MASA
ROCOSA (Antes de ser afectado el equilibrio):
El estudio teórico de la distribución de fuerzas antes de que
se rompa el equilibrio debido a una excavación subterránea se basa
en una serie de asunciones que se va a enumerar y discutir a
continuación:
A) HOMOGENEIDAD E ISOTROPIA.-
Se entiende por homogeneidad a la medida de continuidad
física de un cuerpo. Así, en un material homogéneo, los
constituyentes están distribuidos de manera que cualquier
50
fragmento diminuto extraído de cualquier parte del cuerpo, tendrá
constituyentes que conservan las propiedades representativas del
todo. Por lo tanto, la homogeneidad depende en gran parte de la
escala de magnitud de los fragmentos que lo forman según lo cual
será posible describir una roca sólida finamente granulada como
homogénea, mientras que una roca de grano grande con
dimensiones limitadas debe considerarse no homogénea.
Entendemos por isotropía a la medida de las propiedades
direccionales de un material. Por ejemplo, en un sentido
estadístico, un cuerpo granular será isotrópico sí todos sus granos
tienen orientación indeterminada, y si un plano de igual dimensión
que lo intersecta en cualquier dirección refleja un número igual de
granos. Así, como muchas rocas tienen una orientación
determinada de partículas y cristales, vienen a ser estrictamente
hablando rocas anisotrópicas que, tal como suponemos,
reaccionaran de diversas formas y en diferentes direcciones frente
a las fuerzas según el grado de anisotropía implicada.
Entonces la asunción de que la roca es homogénea e
isotrópica es la base en el estudio teórico. Se ha objetado esta
asunción; sin embargo, ha servido como punto inicial para luego
hacer estudios más complejos. Además, las rocas pueden ser
consideradas isotrópicas si sus cristales están orientados al azar.
51
B) PERFECTA ELASTICIDAD
La elasticidad es propiedad de un material ideal. Es
propiedad de los materiales de Ingeniería, incluyendo a las rocas,
que en mayor o menor medida dependen de la forma en que dichos
materiales se aproximan al modelo ideal.
Se ha considerado que la roca se comporta perfectamente
elástica, o sea que al ser sometida a una fuerza, su comportamiento
se ajusta a la Ley de Hooke. La práctica ha enseñado que las rocas
no son perfectamente elásticas; sin embargo, pruebas realizadas
han demostrado que para los efectos prácticos la relación
proporcional entre fuerza y deformación se cumple. En este caso
ideal se asume que fallas y otros planos de debilitamiento no
existen.
C) Que la presión en profundidad se debe únicamente al peso de la
roca superyacente.
D) Que la densidad de la roca es uniforme e igual a "d", y que la
atracción gravitacional es uniforme a lo largo de la profundidad
considerada.
E) Que la roca está libre de fuerzas remanentes debido a movimientos
orogénicos o a intrusiones volcánicas.
En base de las asunciones anteriores estamos en
condiciones de iniciar la discusión teórica.
52
Todas las fuerzas que actúan en un punto cualquiera dentro
de una masa rocosa pueden ser representadas por tres fuerzas
llamadas principales y a las que denominaremos Z, X e Y. La
primera es la fuerza principal vertical y las dos restantes son las
fuerzas principales horizontales o laterales. Fig. Nº 6-A.
Si partimos de la ecuación (I)
Z = d.h (por la asunción Nº C) ....................................................... (I)
donde:
h = Es la profundidad del punto considerado y lo
suficientemente grande de manera que se tenga condiciones
de presión hidrostática.
Supongamos que el punto considerado es un cubo de
tamaño muy pequeño y sometido a presiones en todas las
direcciones (Fig. 6-A) por lo tanto su tendencia para expandirse
lateralmente es impedida.
Haciendo uso de la ecuación (II) queda la deformación de
un cubo en la dirección x en función de la fuerza X. Por simetría
será fácil deducir que las fuerzas horizontales X e Y son iguales.
Lx = 1/E X - (Y + Z) ............................................................... (II)
X = Y
Donde :
53
Lx = Deformación del cubo según el eje X.
E = Módulo de elasticidad.
X,Y,Z = Esfuerzos normales según los ejes x,y,z,
respectivamente.
V = Relación de Poisson.
Al no poderse deformar el cubo en consideración no habrá
deformación según el eje x; entonces Lx es igual a cero. Por lo
tanto es fácil deducir la ecuación (III).
d.h V - 1
V Z.
V - 1
VV Y X .................................................. (III)
N V - 1
V Si
Por lo tanto : X = Y = N. d.h ..................................................... (IV)
De la ecuación IV se ve que los esfuerzos principales laterales son
n veces el esfuerzo principal vertical.
Para un valor mínimo de la relación de Poisson, V = 0, las fuerzas
principales horizontales son igual a cero.
Para un valor de la relación de Poisson V = 0.5; las fuerzas
principales laterales son iguales a la fuerza vertical Z. En este último se
tendrá que la roca llega a ser incomprensible y aunque la posibilidad de
este valor parece imposible, hay evidencias que bajo condiciones de gran
presión todas las rocas llegaran a un estado en el cual no pueden
comprimirse más, por lo tanto la relación de Poisson tiende a 0.5 y el
54
campo de fuerza llega a ser hidrostático, se asume que este estado se
presenta en minas donde se trabaja zonas a gran profundidad.
Según Hubbert (1951) las tres fuerzas principales no pueden ser
iguales. Su explicación se basa en el hecho que las masas rocosas han
sufrido grandes movimientos orogénicos durante los cuales fueron
plegadas, fracturadas y falladas por lo tanto debe existir una diferencia
sustancial entre la magnitud de las fuerzas principales.
Para la mayoría de rocas se ha encontrado que la relación de
Poisson varía entre 0.2 y 0.3 por lo tanto las fuerzas horizontales varían
entre 0.25 y 0.43 veces la fuerza principal vertical.
También la fuerza máxima de cizallamiento en una roca sin minar
aumenta proporcionalmente con la profundidad esto se demuestra
partiendo de la ecuación (V), en la que Ss es fuerza de cizallamiento en
función de las fuerzas principales Q y P según los ejes p y q
perpendiculares entre sí y a 45° con los ejes x e y respectivamente. Como
esta fuerza es máxima en todos los planos inclinados a 4
horizontal, será igual a 45° y entonces la ecuación (V) se transforma en la
ecuación (IV), donde Sm es la fuerza máxima de cizallamiento.
Ss = 1/2 (Q - P)Sen 22.5 .......................................................................... (V)
Sm = 1/2 (Z - X) ...................................................................................... (VI)
Reemplazando las ecuaciones I y III en la IV tendremos:
55
Sm = 1/2 d.h V - 1
2V1 ................................................................. (VII)
4.2.2 DISTRIBUCION DE LAS FUERZAS ALREDEDOR DE UNA
LABOR SUBTERRANEA (luego de afectado el equilibrio).-
La distribución de las fuerzas luego que se rompa el equilibrio
existente dentro de una masa rocosa, por la ejecución de una labor
subterránea, depende de las condiciones que primaron antes de que se
minara esa masa rocosa, de la sección y dimensión de la excavación
efectuada, de las condiciones geológicas encontradas y de la secuencia y
procedimiento seguidos al hacerse dichas excavaciones.
Muchas investigaciones aplicando el análisis matemático y los
métodos fotoelásticos han sido efectuados con el propósito de tener una
idea clara de la distribución de las fuerzas alrededor de una excavación
subterránea.
Una de las investigaciones mejor realizadas fue efectuada por
Duvall del Bureau de los E.E.U.U., cuyos resultados se publicaron en los
Reportes de Investigación Nos. 4192 y 4387 en el año de 1948. Estas
investigaciones fueron realizadas usando métodos fotoelásticos y modelos
plásticos.
Antes de romperse el equilibrio de fuerzas que actúan en un punto
cualquiera de una masa rocosa, se tendrá en este punto las condiciones
discutidas en el capítulo anterior. Roto el equilibrio al efectuarse una
excavación, el campo de fuerzas es modificado profundamente debido a
56
que las líneas de fuerza que pasaron antes por la roca que fue extraída por
la excavación tiene ahora que desplazarse hacia adentro de la roca y
alrededor del espacio abierto, tal modificación es intensa inmediatamente
alrededor de la cara libre y va haciéndose mucho menor a medida que se
va profundizando dentro de la roca y alejándose de las caras libres.
Los cambios de las líneas de fuerza de ese campo ahora perturbado,
la relación de las fuerzas con respecto a las caras libres de la excavación,
la localización de las zonas donde hay mayor concentración de fuerzas y
las consecuencias que estas tienen en la "costra" alrededor de la
excavación son cuestiones que interesa para el estudio que posteriormente
trataremos.
Por simplicidad se va a discutir la distribución de las líneas de
fuerza alrededor de un pique vertical de sección circular y excavando en
una masa rocosa en las que las fuerzas principales horizontales son
iguales:
X = Y = N.Z = P
En la Fig. Nº 6-B, cualquier punto de la roca puede ser definido por
tres coordenadas: Z, R, ; donde Z mide la componente vertical de la
distancia del punto, desde el origen; R la distancia radial desde la línea
central del es un ángulo hecho por el vector radial del punto con una
dirección arbitrariamente escogida.
57
Si R representa la fuerza normal según la dirección radial a través
del punto considerado y representa la fuerza normal lateral según la
dirección perpendicular a r como se indica en la Fig. Nº 6-C, por métodos
standard dados en cualquier tratado sobre teorías de elasticidad
obtendremos las ecuaciones VIII, IX y X.
R = P 2r
a - 1
2
.............................................................. (VIII)
T = P 2r
a 1
2
.............................................................. .. (IX)
S = 0 ........................................................................................... (X)
Donde a es el radio de la sección circular de la pique y S es
la fuerza de cizallamiento.
Analizando las ecuaciones VIII, IX y X se pueden extraer
las siguientes conclusiones:
1.- Las fuerzas que actúan en cualquier punto dentro de la
masa rocosa y alrededor de las paredes del pique dependen
sólo de P y de la relación a/r.
2.- En la periferie del pique, donde r = a la fuerza radial es
igual a cero.
3.- El esfuerzo tangencial , también llamado esfuerzo
"circular", es máximo cuando r = a o sea en la periferie del
pique, llegando a ser igual a 2P.
58
4.- A medida que se deja la periferie y se penetra en la masa
rocosa la relación a/r disminuye y R aumenta, mientras que
T disminuye con el cuadrado de la distancia al centro del
pique y teóricamente ambas fuerzas tienden a P.
5.- Aparentemente ambas fuerzas son independientes de .
6.- La fuerza de cizallamiento es máxima en el plano formado
por r y siendo igual a 1/2 (T - R) o igual a P(a/r)². Por lo
tanto esta fuerza es máxima en la periferie de las paredes
del pique y decrece rápidamente a medida que se penetra
dentro de la masa rocosa. La fracturación en la periferie es
debida en gran parte a esta fuerza.
La intensidad de las fuerzas aparentemente parecen
ser independientes del tamaño de la sección del pique, sin
embargo este valor necesariamente afecta la extensión de la
zona perturbada dentro de la masa rocosa.
7.- Las paredes de un pique en roca competente se fracturan
debido a las fuerzas de compresión que actúan
tangencialmente a la "costra" de la sección del pique.
8.- La Fig. Nº 7-A que representa la variación del esfuerzo
tangencial muestra que la "costra" del pique está sometida a
fuerzas casi dobles en relación con las que soporta el
material en una profundidad igual a 2a.
59
Duvall investigó fotoelásticamente la distribución de las fuerzas
alrededor de secciones elípticas ovaladas, rectangulares con
terminales semicirculares y rectangulares uniaxiales verticales,
encontrando que las dos más importantes causas de las
concentraciones de fuerzas alrededor de las secciones estudiadas
son:
- La relación del "alto" al "ancho", que cuando eran menores
a la unidad causaban grandes concentraciones de fuerzas. Y
las esquinas muy pronunciadas que son causas de grandes
concentraciones de fuerzas. Duvall determinó también que
en los terminales de los ejes verticales de simetría de la
secciones estudiadas se presentaban fuerzas de tensión las
cuales son tangenciales a la superficie y aproximadamente
de igual magnitud que la fuerza aplicada. La máxima
concentración de fuerzas de comprensión en ningún caso
excedió a 3.25 en secciones donde la relación de la altura al
ancho fue mayor que 1, y esta concentración ocurre en la
región de esquinas rectangulares ligeramente redondeadas.
La máxima concentración de fuerzas de compresión se
obtuvo para secciones sujetas a cargas uniaxiales verticales.
60
UNIVERSIDAD NACIONAL DANIEL ALCIDES CARRION
FACULTAD DE INGENIERIA
ESCUELA DE FORMACION PROFESIONAL DE INGENIERIA DE MINAS
DISTRIBUCIÓN DE FUERZAS
Dibujado: Carlos Luis Colqui Huamán
ESCALA: S/E. OCTUBRE 2003 FIGURA N°6
61
UNIVERSIDAD NACIONAL DANIEL ALCIDES CARRION
FACULTAD DE INGENIERIA
ESCUELA DE FORMACION PROF. DE ING. DE MINAS
DISTRIBUCIÓN DE FUERZAS A LO LARGO DE LOS EJES
Dibujo: Carlos Luis Colqui Huamán
ESCALA: S/E. OCTUBRE 2003 FIGURA N°7
Fig. 7a. Distribución de las fuerzas a lo largo de ejes horizontales de simetría para
una sección practicada en una plancha infinita sujeta a presiones
hidrostáticas (Q. ISAACSON. “Rock Pressure in Mines”).
Fig. 7b. La curva punteada muestra la distribución de esfuerzos que se tendría al
inducir una fuerza artificial en profundidad a fin de reducir la gran
concentración de fuerzas tangenciales en la “costra” de una excavación (.J.J.
Reed. “Quartekly of the Colorado School of Mines”)
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UNIVERSIDAD NACIONAL DANIEL ALCIDES CARRION
FACULTAD DE INGENIERIA
ESCUELA DE FORMACION PROFESIONAL DE INGENIERIA DE MINAS
PLANOS DE FRACTURA
Dibujo: Carlos Luis Colqui Huamán
ESCALA: S/E. OCTUBRE 2003 FIGURA N°8
Fig. 8. Modelo de los planos de menor resistencia al cizallamiento alrededor de una
sección circular de un túnel (Mc. Cutchen).
Este modelo está computado para condiciones hidrostáticas – Relación de
Poisson igual a 0.25 – Punto A es un punto de presión hidrostática – punto B
donde no hay esfuerzos. Punto C, donde hay gran concentración de fuerzas
de comprensión. J.- Profuncidad de la roca perturbada.
63
La Fig. 7-B muestra el resultado de las investigaciones de
Mc Cutchen (1) "The Behavier of Rock and Massas in
Relation to Military Geologic"), artículo publicado en el
Colorado School Of Mines Quartarly, Vol 44, Nº 1, Enero
de 1949, quién computó la distribución de las fuerzas
alrededor de un túnel de sección circular y la posición y
ubicación de los planos de fractura. Sus cálculos lo realizó
planos de cizallamiento y el plano de esfuerzos principales
máximos en cualquier punto. Fig. Nº 8.
4.3 CONCLUSIONES PRACTICAS DERIVADAS DE LOS PUNTOS
ANTERIORES SOBRE MECANICA DE ROCAS:
Como corolario de lo expuesto se dan a continuación algunas
conclusiones que fueron posible gracias a las investigaciones de muchos
estudiosos en la materia.
De acuerdo a las pruebas realizadas de cientos de especimenes con
rocas encontradas en minas de diferentes características, se ha demostrado
que la resistencia promedio a la comprensión de la mayoría de estas rocas
es del orden de 3,000 lbs/pulg² (Windes 1,949, 1,950), lo que demuestra
que el sostenimiento ofrecido por las paredes de una excavación es mucho
más fuerte que el ofrecido por cualquier otro material pueda ponerse para
el sostenimiento.
64
Por el hecho de que la roca in situ es un material más fuerte que
cualquier otro con que se le compare y se la reemplace, se debe hacer
esfuerzos en el sentido de prevenir su fracturación al efectuarse una
excavación. Esto se logra poniendo cuidado durante la excavación,
evitando maltratar las paredes y también dando a la excavación una
sección regularmente redondeada a fin de evitar concentraciones de
fuerzas en las especies.
Para aprovechar la resistencia de la roca in situ como soporte se ha
sugerido estas dos posibilidades: (J. Reed, 1956)
1.- Distribuir dentro de las paredes sólidas de la excavación, de tal
manera que la fuerza máxima no exceda la resistencia de la roca,
este objetivo se logrará induciendo fuerzas de compresiones
tangenciales a las paredes y a moderadas profundidades, dentro de
ellas. En la Fig 7-B, se muestra el efecto que se trata de lograr
mediante lo indicado.
2.- Reforzar la roca en puntos críticos alrededor de las cavidades para
evitar que la roca empiece a fracturarse y a desplazarse dentro del
espacio abierto; no se refiere con esto a soportar la roca con
cuadros u otro soporte que se coloque dentro del espacio vacío, ya
que este tipo de sostenimiento recién comienza a trabajar cuando
ya la "costra" se ha fracturado y ha empezado el desplazamiento de
las paredes hacia la cavidad vacía. El sostenimiento del cual
estamos hablando es el logrado con el uso de pernos de anclaje.
65
Por último se puede aseverar que una vez que las paredes
de una cavidad se han desplazado aún en pequeña proporción, ellos
ya no son capaces de contribuir a su propio soporte.
66
CAPITULO V
PERNOS DE ANCLAJE
5.1 HISTORIA DE LOS PERNOS
Durante la historia de la minería, el sostenimiento de roca ha
constituido uno de los principales problemas que se ha presentado en la
extracción económica de minerales El enmaderado y la mampostería han
sido los métodos exclusivamente empleados para este propósito hasta
comienzos del Siglo XX. Con el desarrollo del cemento Portland y la
producción de acero en gran escala, durante el comienzo del presente
siglo, se empezó a utilizar el concreto armado y los perfiles de acero; pero
siempre siguiendo las normas convencionales de los cuadros de madera y
arcos de mampostería. No hubo sinó un cambio de material.
67
Con la Segunda Guerra Mundial se desarrolló un método diferente
de sostenimiento y control de roca: los pernos de anclaje. El método de
empernar la roca introdujo una nueva teoría en el campo del sostenimiento,
pues hasta entonces la técnica se había apoyado en la resistencia a la
comprensión, y, algunas veces, a la flexión del material; ahora el sistema
se apoyaba a la tracción y en el principio de refuerzo de la roca in-situ.
Originalmente los pernos de anclaje fueron hechos de madera;
pronto se hicieron de acero, por la superior calidad de este material. Los
pernos de anclaje comenzaron a demostrar un amplio campo de aplicación
en la minería subterránea y a desplazar los métodos convencionales, en
una creciente variedad de aplicaciones. Los pernos de anclaje originales
fueron perfeccionados y variados sus elementos para usos específicos; así,
se implantaron los pernos cementados con mortero de cemento Portland y
con resinas orgánicas sintéticas.
El primer cómputo de empernado conocido y publicado fue de una
mina de carbón en Sicilia Superior (ahora Polonia) en el año 1918; donde
fue usado para reforzar el revestimiento de concreto que defendía el lecho
de la vía y también para asegurar el esquisto poco resistente anclándolo en
la capa superior de la arenisca.
El primer estudio, extenso y sistemático sobre empernado de rocas
fue hecho por St. Joseph Lead Cía. para sus minas en el Sud-este de
Missouri a fines de 1,920. Estos pernos fueron cementados dentro de los
huecos del taladro y los extremos fueron enganchados.
68
Aunque los pernos de anclaje han sido usados en forma aislada por
un largo período, muy poca gente en la Industria Minera tuvo
conocimiento en la práctica hasta la publicación de un artículo de W.W.
Weigel titulado "Hierro de Canal para Control de Techo" aparecido en
Mayo de 1,943, emisión de ENGINEERING AND MINING JOURNAL.
Este describe las instalaciones de empernado en las minas de St. Joseph
Lead Co. y creó considerable interés dentro de la Industria Minera. Sin
embargo, la poca duración del acero y la guerra no permitió el avance en
su desarrollo en forma considerable, hasta el año de 1,947. En ese año, el
Bureau de Minas de los E.E.U.U. se interesó activamente en el uso de
pernos de anclaje para el sostenimiento subterráneo poniendo especial
cuidado en la seguridad, mayormente en las minas de carbón, empleándose
considerable tiempo y gran esfuerzo de investigación respectiva a la
aplicación técnica y práctica del empernado de roca.
Al principio las mismas compañías hacían sus pernos para después
solicitar la colaboración de los talleres mecánicos.
Las primeras producciones masivas fueron hechos de materiales
semejantes a los hechos en las maestranzas de las minas de carbón de poco
contenido de acero, teniendo una fuerza de tensión de aproximadamente
60,000 lbs/pulg²., suministrando las siguientes fuerzas de rotura:
Pernos de 1" Ø, tipo ranurado con 36,000 lbs.
Pernos de ¾" Ø, tipo expandible con 20,000 lbs.
69
En los años de 1,953 y 1,954, los canadienses llevaron a cabo
pruebas completas del empernado de roca, reglamentándose el programa
del empernado; posteriormente, se comenzó a investigar el aspecto
económico de los pernos de anclaje, para lo cual las empresas
suministraban las diversas necesidades de utilidad a los fabricantes; es así
que se logró obtener pernos de 5/8"Ø y 3/8"Ø que reemplazó a los de ¾" Ø
y 1"Ø respectivamente, con igual o más resistencia. Lo mismo sucedió con
los casquillos expandibles de los pernos que originalmente eran para
huecos de 1 3/8" Ø; se logró abastecer casquillos expandibles para huecos
de 1 1/4" Ø, reduciéndose el costo.
En lo que respecta a la Minería Peruana, la introducción de los
Pernos de Anclaje, se debe a la Cerro de Pasco Corporation, la cual
inclusive tenía un Departamento de Investigación sobre el particular.
5.2 TEORIA DE SOSTENIMIENTO DE LA ROCA MEDIANTE LOS
PERNOS DE ANCLAJE
La función primordial, como ya se mencionó, de los pernos de
anclaje es la de lograr que el terreno mismo forme parte integral de la
estructura de soporte, o, ejecutar el sostenimiento del terreno afirmándolo;
previniendo la falla o defecto del terreno que ocasionaría la descarga de la
energía potencial latente o limitando el movimiento de la roca o través de
un plano de mínima resistencia; consiguiéndose el éxito del soporte,
mediante la creación de esfuerzos según el eje del perno.
70
Como ocurre en la mayoría de las innovaciones, los pernos de
anclaje empezaron a usarse en forma empírica, luego surgieron hipótesis
que intentaron explicar su buen resultado en la práctica; lo cual dió origen
a su sistematización y perfeccionamiento.
Se ha esbozado muchas hipótesis, en este intento, de los cuales las
que mayor aceptación han tenido son:
A) Suspensión
B) Consolidación de viguetas.
C) Creación de una zona de compresión normal a los ejes de los
pernos.
D) Aumento de la fricción en los planos de corte.
E) Aumento de la resistencia aparente a la compresión, debido a la
restricción lateral.
A continuación analizaremos en detalle, cada una de estas
hipótesis:
A) SUSPENSION:
Esta categoría incluye aquellos casos en los cuales los
pernos son empleados para asegurar fragmentos o secciones de
roca que están flojos y que pueden caerse; planchas pequeños o
fragmentos que son tumbadas después del disparo cuando ellos no
constituyen una parte integrante de la estructura de la roca si ha
sido firmemente empernada; también se puede incluir blocks que se
71
han formado por fracturas o grietas de tal forma que ellos pueden
subsecuentemente aflojarse y caerse. Schmuck recomienda que
siempre que un perno se necesite para sostener la carga total de los
fragmentos de roca, debe tener un anclaje lo suficientemente fuerte
y una fuerza total para proveer un factor de seguridad de por lo
menos 3.
B. CONSOLIDACION DE VIGUETAS: (Como Viga de
Construcción)
Hasta el presente una gran parte de los pernos se han usado
en rocas estratificadas. En depósitos horizontales los pernos se
colocan en la roca interestratificada para apretar las capas en
conjunto de manera que actúe como una sola viga capaz de
sostenerse por sí misma y estabilizar de esta manera las capas
superpuestas. Los pernos deben ser suficientemente largos como
para formar una viga monolítica, la cual debe sostenerse por sí
misma y no estar suspendida de la capa a la cual los pernos están
anclados.
Esta hipótesis se aplica, específicamente, a aberturas
tabulares horizontales, del prototipo que se presenta en la minería
del carbón y otros depósitos de mantos. Es característica
predominante, en estos depósitos, los techos formados por capas
sedimentarias paralelas a la cara libre de la abertura. La explotación
72
de dichos depósitos crea techos con una luz (L) grande, en
comparación con el espesor (t) de las capas, comúnmente con una
relación L/t mayor de 30. En estas condiciones las capas se
comportan como vigas doblemente empotradas que fallan a la
flexión.
El empernado perpendicular a estos techos (Fig. 9) restringe
los esfuerzos a los cortes horizontales, mediante el aumento de la
fricción entre las capas y la resistencia al corte de los propios
pernos. Al restringir el corte horizontal, las capas se comportan
como una viga "monolítica" de espesor igual a la longitud del
perno. Como es sabido, la resistencia a la flexión, de una viga
monolítica rectangular, aumenta con el cuadrado del número de los
espesores parciales; mientras que en una superposición de vigas
parciales la resistencia aumenta directamente con el número de los
espesores parciales.
Así, cinco capas superpuestas soportarán como 10, mientras
que las mismas capas empernadas soportaran como 32.
En el cálculo teórico de un sistema de empernado entrarán
las siguientes variables: esfuerzo a la flexión de la roca, luz entre
apoyos, espesor de las capas, densidad de la roca y alguna otra
carga identificable. Con la teoría de vigas se halla el espesor de la
viga que es la longitud del perno, la luz máxima permisible que es
73
el espacio entre pernos y los esfuerzos horizontales que, en última
instancia, proporcionan el espesor del perno.
Fig. No. 9
En la práctica, las capas son discontinuas y presentan
fracturas e irregularidades, para lo cual se han desarrollado
fórmulas empíricas más o menos aceptables. Así L.A. Panek, del
Bureau de Minas de los E.E.U.U. ha presentado la siguiente
fórmula:
w
D3
1
2
1- 1) -NP(h/t
(bL) 0.265
donde:
D = Disminución de la deformación a la flexión, debido
al empernado, como una fracción decimal de la
deformación antes del empernado.
N = Número de pernos por fila, a lo ancho de la abertura
para pernos equidistantes.
74
P = Tensión de los pernos.
h = Longitud del perno, in.
t = sor promedio de las capas, in.
w = unitario de la roca, lbs/in3
b = ancla entre fila de pernos, in.
L = de la abertura, in.
El valor de D, así obtenido, se substituye en:
D - 1
1 RF ó FR
y se obtiene el llamado Factor de Refuerzo (RF). Un sistema de
pernos de anclaje con mayor RF proporciona mejor sostenimiento
total. El mismo Panek recomienda conseguir un RF mayor de 2.
Esta fórmula dá valores semejantes al cálculo teórico.
C) FORMACION DE UNA ZONA DE COMPRESION
NORMAL AL EJE DE LOS PERNOS.
Esta hipótesis fue planteada por Lang, Pender. Al empernar
una cara de roca, el perno se tensiona ocasionando la aplicación de
dos fuerzas colineales iguales y opuestas; una en la plancha en la
cara de la roca y la otra en el anclaje (Fig. 10).
Estas fuerzas causan una presión en la roca entre ellas, cuya
distribución se acerca a la determinada por Boussinesq, para un
sólido isotrópico, elástico y semi infinito. Como la compresión,
sólo es tal mientras sea vectorialmente mayor a la tensión existente
75
en la periferie de las aberturas subterráneas, se puede trazar una
curva de Boussinesq en donde la presión sea cero (Fig. 11). Dentro
de la parte cóncava de la curva existe compresión y fuera de ella,
persiste la tensión.
Determinando, por métodos experimentales, la tensión
existente en la periferie de la abertura y sustituyéndola por 0, se
puede trazar la curva de cero presión, puesto que P se conoce por
ser la tensión dada al perno.
Sí se coloca otros pernos a continuación, perpendiculares a
la cara, cada uno tendrá una distribución de presiones iguales.
Distribución de Boussinesq
de Cero Presión
Fig. N° 10: Fuerzas Colineales
Fig. N° 11: Curva de Boussinesq
76
Ahora, sí la distancia entre estos pernos es tal que las áreas de
compresión se superponen, habrá una franja de compresión
continua.
En general, esta hipótesis se presta para el cálculo estricto
de un diseño de pernos de anclaje.
D) AUMENTO DE LA FRICCION EN LOS PLANOS DE
CORTE
Esta hipótesis se basa en la existencia de esfuerzos cortantes
en la periferie de ciertas aberturas subterráneas. Este fenómeno es
muy frecuente en tajeos de vetas inclinados por los métodos de
corte y relleno y reducción (método que tratamos en el siguiente
tema). En estas cavidades se presentan caras más o menos planas,
expuestas en grandes tramos.
La presencia de esfuerzos al corte produce el
descascaramiento de la roca en lajas y la caída posterior de estas.
Al caer una laja le quita el sostén a la inmediata interior, lo cual
desarrolla un pequeño desplazamiento. El desplazamiento crea una
abertura en donde el aire y/o humedad fomenta la destrucción de la
liga intermolecular con una consecuente segunda caída de roca. El
ciclo continúa hasta provocar un derrumbe total.
Sí la roca está compuesta de capas sedimentarias o de otra
índole, este efecto se acentúa.
77
El empernado de estas caras, perpendicular a la dirección de
los esfuerzos cortantes (generalmente paralelos a la cara), crea una
presión normal a estos, según la relación de Coulomb.
T = c - tg
en donde:
T = esfuerzo al corte.
c = cohesión resistente al corte o independiente de la
presión normal.
= presión normal.
= ángulo de fricción interna.
Los símbolos c y se suponen constantes para cada
material; sin embargo, varían con la velocidad de aplicación de la
carga, por lo que la ecuación anterior no sería una recta sinó una
curva; pero, para propósitos de ilustración, la Relación de Coulomb
se puede considerar como una recta e ilustrar como en la Fig. Nº
12.
c
Fig. No. 12
c
T
78
Cuando la cara de un tajeo está expuesto libremente, presenta una
resistencia al corte, determinada por T - c. Al empernarla y aplicar
a los pernos una tensión o se aumenta la resistencia al corte, según
la Relación de Coulomb. Se deduce así, que este aumento depende
únicamente de la tensión de los pernos y que ésta tiene sólo por
limitaciones la resistencia la anclaje, la resistencia a la tensión de la
barra y al esfuerzo último a la comprensión de la roca.
E. AUMENTO DE LA RESISTENCIA APARENTE A LA
COMPRESION DEBIDO A LA RESTRICCION LATERAL.-
Esta hipótesis puede plantearse en la forma siguiente: "la
resistencia a la compresión aumenta con el confinamiento lateral".
Sus fundamentos se observan en el sostenimiento de aberturas
subterráneas profundas, en donde la naturaleza de los esfuerzos se
aproxima a la hidrostática.
En rocas situadas a profundidad los esfuerzos obedecen a
leyes muy semejantes a la de Pascal, este es, una presión aplicada
se reparte igualmente en todas direcciones.
F) REFUERZO DE LAS CAJAS CONTRA LA ACCION
COMPRESIVA O DE PRESION.-
En una abertura donde el peso de las rocas superyacentes es
bastante fuerte y por ende las presiones verticales; se producirán
descostramiento de las capas o paredes de las galerías o tajeos,
estas son las zonas donde se concentran los esfuerzos de
79
compresión y que ocasionan fallas, los cuales son compensados por
las presiones laterales horizontales producidos por los pernos
tensionados, impidiendo el aflojamiento o deslizamiento de las
rocas, de la capa en sentido descendente en forma vertical.
Es muy importante, en este como en todos los casos, el
perno se encuentre suficientemente tensionado, de lo contrario es
posible que la carga de las paredes o capas, no se consideren
estáticas, ocasionando el quebrantamiento de la roca y por lo tanto,
en estas circunstancias, los pernos trabajaran ofreciendo resistencia
a los esfuerzos cortantes, lo cual es negativo ya que el perno resiste
muy poco al corte con respecto a la tensión.
5.3 CLASES DE PERNOS DE ANCLAJE
5.3.1 PERNOS DE RANURA Y CUÑA :
Este perno es una barra de acero de sección circular (de 22
a 30 mm de Ø y de 0.5 a 2.5 mts. de long.) ranurado por un
extremo y roscado por el otro. Sobre el extremo ranurado lleva una
cuña y sobre el extremo roscado una tuerca y una placa de apoyo.
(Fig. Nº 13).
Este tipo de pernos es colocado en un hueco perforado, con
la cuña parcialmente introducida en la ranura, hasta alcanzar el
fondo del hueco y como la cuña es de mayor espesor que la ranura
éste último al avanzar se abre y se sujeta en las paredes del hueco
80
perforado. De esta manera la parte interior del perno se fija sobre la
roca. En el extremo roscado se coloca una placa de apoyo (de 20 x
20 cms. y de 8 a 10 mm de espesor) y una tuerca la que ajustada
con una máquina que le dá una fuerza de torsión determinada,
obteniéndose así un extremo del perno fijado en la roca. La tensión
del perno causará compresión en la roca y hará que esta se sostenga
por sí misma o sea por la tensión que induce el empernado a la
masa rocosa.
A. CLASES :
Las diferencias del diseño entre los tipos de perno, cuña y
ranura se limitan al tipo de rosca y a la técnica de preparación de la
ranura.
De acuerdo a la rosca, este puede ser torneada o prensada.
Cuando es torneada, en su fabricación el material es removido y
eliminado de la varilla, resultando la parte roscada de pequeña área
efectiva; así por ejemplo, si tomamos la varilla de 1" de rosca
torneada de la marca N.C. (National Coorse), que tiene 8 vueltas de
rosca por pulgada, la reducción de su resistencia a la tensión
debido a su rosca torneada es del 23%. En cambio, sí la parte
roscada está hecha de acero sometida a torsión, prensando la rosca
en el acero y trabajando en frío el metal, se aumentaría las
propiedades físicas del acero.
81
El extremo ranurado del perno puede ser de un corte plano.
La ranura, teóricamente, es de poca resistencia ya que el material
es removido durante su fabricación, el residuo o sea, la porción
ranurada del perno queda como un área efectiva más pequeña.
A continuación presento un resumen obtenido
independientemente de la Anaconda Cooper Mining Company y de
la Virginia Institute Politechnic, después de largos experimentos
hechos con ranura de rosca, en el orden en el cual se presentan es
el orden de mayor resistencia en su funcionamiento, así:
Resistencia al Anclado Resistencia a la Tensión
1. Ranura forjada
2. Ranura cortada
3. Ranura torneada tratada con
fuego
1. Ranura cortada
2. Ranura tornada tratada con
fuego
3. Ranura forjada
Como el área de esfuerzos que se nombró anteriormente, se
utiliza para calcular la resistencia a la tensión, ésta se puede
calcular de la siguiente manera:
Pongamos un círculo imaginario roscado; el área de
esfuerzos del círculo de diámetro D estará dado por:
4
3d" - d' D
donde:
d' = Diámetro exterior de la rosca.
d" = Diámetro interior de la rosca.
Nota.- Esto es un resultado experimental.
82
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PERNO TIPO CUÑA
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ESCALA: S/E. OCTUBRE 2003 FIGURA N°13
83
B. MECANICA DEL ANCLADO.:
En la práctica un perno de roca fallará cuando al anclarlo
no se puede conservar fijo en el lugar y se suelta o cuando se ha
alcanzado el esfuerzo mínimo de fluencia del acero.
Para mayor comprensión analicemos que es lo que ocurre
cuando el perno de ranura y cuña se introduce en el hueco
perforado. Cuando se está llevando acabo el martilleo sobre el
perno, ocurre simultáneamente dos movimientos: el primero es
longitudinal, de los brazos de la ranura hacia el fondo y el segundo
es diametral y viene a ser la expansión de los brazos de la ranura
contra las paredes del hueco por acción de la cuña, originándose
entones:
a.- Que es la fuerza friccional entre los brazos de la ranura y
las cajas del hueco.
b.- Fuerza friccional entre la cuña y la ranura.
c.- Reacción causada por el apoyo del perno en la roca sobre el
surco formado.
Ver Fig. Nº 14.
De estas tres fuerzas, (a) y (b) oponen un movimiento o no
parte del perno. Si pulimentamos la superficie exterior del brazo de
la ranura se disminuiría la resistencia de fricción entre este y las
84
paredes de la roca que se oponen a la introducción, pero por otra
parte facilitaría la salida del perno. Se ha hecho pruebas de
aumentar la fuerza friccional (a) de tal manera de disminuir la
salida del perno, (aumentando así la introducción de este),
dentando el lado exterior del brazo de la ranura, Fig.Nº 15-A, esto
se puede aumentar aún más sí se aumenta tanto la superficie de la
ranura y de la cuña Fig. Nº 15-B.
Las fuerzas (c) sólo se oponen al movimiento de
introducción del perno. Si el extremo superior del perno fuera
"chafloneado" formando un semicono que termine en punta, la
resistencia la impulso de introducción disminuiría aprovechándose
entonces las fuerzas de impulso sobrante en la comprensión lateral
de la roca. Esta extra-compresión aumentará la fuerza de fricción
(b) y proporcionará un mejor anclado.
Cuando el perno no forma el surco, que se ha nombrado
anteriormente, al expandirse los brazos de la ranura, la roca se
comprime en las paredes del taladro. En este caso, la dimensión del
taladro y el anclado deben tener ciertas proporciones de acuerdo a
la siguiente fórmula:
E = ( W + d - t - D ) / D
donde :
E = Deformación lateral o expansión del taladro.
85
D = Diámetro del taladro en pulgs.
d = Diámetro del perno en pulgs.
t = Abertura diametral de la ranura en pulgs
W = Grosor del extremo más ancho de la cuña en pulgs.
Sí E es igual a 0.15 ó mayor, las cargas de tensión mayores
a 20,000 libras pueden sostenerse en el 95% de los casos y para
tensiones sobre los 30,000 lbs. en el 80%. Esto quiere decir que
para medidas mayores de tensión a E se le debe dar un valor mayor
que 0.15, obteniéndose así un anclado satisfactorio. Esta fórmula es
aplicable sólo para rocas duras como el granito y la cuarcita. Para
rocas suaves o alteradas como los esquistos o minerales esta
fórmula no es aplicable.
En aquellas rocas que tienen una baja resistencia a la
compresión el tipo de perno de ranura y cuña no puede ser anclado,
ya que la parte superior de la cuña comprime a la roca
expandiéndose la fuerza de empuje del brazo de la ranura. Con una
expansión parcial del brazo de la ranura es imposible conseguir un
anclado satisfactorio. Cuando se encuentra esta clase de rocas, el
tipo de perno de ranura y cuña no se debe emplear. Algunas
fábricas Europeas de pernos diseñan sus cuñas ampliando y
redondeando la parte superior de estas, de tal manera que
86
disminuyen la presión unitaria y esparciendo la fuerza sobre un
gran área. Fig. Nº 15-C.
Cuando se le aplica una tensión al perno de roca a través de
la tuerca llevándose a cabo la acción de anclaje, primeramente
resulta fuerza de relieve (c) de la Fig. Nº 14 que es la fuerza
ejercida por el extremo de los brazos de la ranura sobre el surco
formado. Como la tensión aumenta, la fuerza compresiva entre los
brazos y el surco también aumenta. El resultado es un aumento
elástico del surco que acusa en el perno un pequeño movimiento
exterior. Se notará que este movimiento es debido a la compresión
elástica de la roca en el surco formado y no un deslizamiento entre
los brazos de la ranura y el surco.
Entonces la capacidad fr en los pernos de anclaje a
permanecer en el lugar de anclaje y de resistir la acción de las
cargas ejercidas dependen para este caso:
a) Diámetro del perno.
b) Tipo de ranura y cuña.
c) Relación del diámetro del taladro al espesor de la cuña.
d) La buena instalación.
e) Capacidad y condiciones de la roca al anclado.
87
EXPLICACION DE LAS CONDICIONES:
a) El diámetro que mejor satisface es de 1" para este tipo de perno, ya que
resiste cargas trabajando a la tensión dentro del tramo elástico del acero
sobre los 9,000 lbs. Los diámetros pequeños no son recomendables ya que
la fabricación de la ranura podría debilitar seriamente al perno. Igualmente
una varilla de área pequeña no podría ser suficientemente rígida para
transmitir , sin flexionarse, la percusión utilizada para empujar el perno.
Los diámetros más gruesos son innecesarios desde que la falla al anclaje
ocurre bajo cargas del límite de fluencia del acero correspondiente al
perno de 1" de diámetro.
b) Esto prácticamente ya se a tratado anteriormente.
c) La relación del diámetro del taladro al espesor de la parte gruesa de la
cuña tiene influencia en el rendimiento del anclado. En las rocas duras el
mejor anclado se obtiene con una máxima expansión de los brazos de la
ranura. Los huecos de 1 1/2 de diámetro y cuñas de 7/8" de espesor con las
dimensiones más comúnmente usadas para cada tipo de roca, donde puede
ser aplicable el tipo de perno de ranura y cuña. No obstante, sí se quiere
aplicar en terrenos de diferentes condiciones, se puede tener en cuenta la
siguiente tabla:
TERRENO ANCHO DE CUÑA DIÁMETRO DEL HUECO
SUAVE 5/8” - 7/8” 1 1/8” - 1 ¼”
MEDIO 7/8” - 1” 1 3/8”
DURO 1” 1 ½”
88
d. Procedimiento de Instalación :
Los procedimientos seguidos en la instalación de pernos ranurados,
son:
1.- La perforación de un hueco y de acuerdo a lo mencionado
anteriormente, para un perno de 1" de diámetro se deberá hacer un
hueco que tenga en sus extremos un diámetro de 1 1/2", puesto que
en esta parte anclará el perno. Para la perforación de rocas duras y
semiduras con brocas de acero, es recomendable usar cada 12" de
taladro una broca de 1/8" menor que la inicial. La perforación de
todo el taladro, excepto las 8" últimas o preferiblemente 1' debe ser
ejecutado con una broca larga y al final con una más corta. La
medida de las brocas para la perforación de esta última parte debe
ser tal que el comienzo del último pie tenga el diámetro deseado,
siendo este de 1 1/4" en el mayor número de casos.
La perforación en profundidad debe ser de tal modo, que la mitad
de la parte terminal con hilos se encuentra fuera y la otra mitad
dentro del hueco, cuando el perno sin cuña descanse en el fondo
del hueco.
Las profundidades típicas de los huecos, para el empernado de roca
con bulones ranurados, son:
Para pernos de 4' una profundidad de 45"
89
Para pernos de 6' una profundidad de 69"
Para pernos de 8' una profundidad de 93"
La dirección del hueco, en lo posible, debe ser perpendicular a la
cara de la roca en donde se va a colocar.
2. Una vez que se tiene la perforación, se inserta la cuña en la ranura
del perno y se introduce el conjunto. Enseguida se impulsa el perno
mediante el uso de un equipo neumático de perforación o de otra
herramienta que suministre percusión tal como martillo o comba
(no muy recomendable).
En el caso de la utilización del equipo neumático de
perforación, se emplea un acoplador que se entornilla en extremo
roscado del perno y la maquina transmite la percusión por otro
extremo del acoplador, hasta que el perno no indique movimiento
longitudinal. Para impulsar el perno es preferible hacerlo con una
presión de 85 - 100 lbs/pulg².
Una vez que el perno se encuentra anclado se desentornilla
el acoplador, quedando libre el extremo roscado del perno; en
seguida se inserta en este una plancha contra la rosca y luego se
une a una tuerca hexagonal o cuadrada. Las planchas o placas de
apoyo son generalmente de acero y de 6" x 8" x 3/8" de espesor. La
función de esta placa es proporcionar una superficie lisa contra la
tuerca.
90
3. Aplicación de la Fuerza de tensión a la Tuerca:
Cuando se aplica tensión a un perno, este se mantiene
conforme, mientras no se haya alcanzado el punto de fluencia del
acero. Pero sí se ha alcanzado este punto de fluencia, el perno se
alargará y deformará permanentemente.
La carga de fluencia para el perno de 1" está generalmente
sobre los 28,000 lbs. En la práctica los pernos de ranura y cuña son
tensionados entre los 8,000 a 14,000 lbs.
La tensión a aplicarse a un perno de este tipo puede
calcularse mediante el torque que se le aplica a la tuerca. La
relación tensión - torque esta dada por la siguiente fórmula:
Tr x 12
Tn = -------------
K x D
donde:
Tn = Tensión del perno el Lbs.
Tr = Torque aplicado a la tuerca en lbs-pie.
D = Diámetro del perno.
K = Coeficiente de fricción.
El factor (K) depende de las condiciones de la roca y
principalmente de la fricción de la roca entre la tuerca y la placa de
91
apoyo. Este valor varía entre 0,3 a 0.6; con rocas deterioradas este
valor llega a 1,0 aunque el valor más común es de 0,35.
De acuerdo a esta fórmula, para lograr una tensión de
10,000 lbs se necesitará un torque de 310 lbs-pie.
El Boreau de Minas de los E.E.U.U. ha desarrollado una
fórmula empírica el cual expresa en forma más práctica la relación
tensión - torque.
Tn = ( 42.5 x Tr ) - 1,000.
donde :
Tn = Tensión del perno en lbs.
Tr = Torque aplicado a la tuerca en lbs. - pie.
La tensión estaría más o menos las 27,000 lbs. en el 90% de
los casos. Sí se desea aplicar una tensión de 10,000 lbs. el torque
requerido de acuerdo a la fórmula sería de 260 lbs - pie. Este punto
se trata en C.
e) Las rocas varían grandemente en sus propiedades, por tal
razón es imposible clasificarlo de acuerdo a su resistencia
al anclado a la roca que sólo se hace por experimentación.
Tratándose de pernos de ranura y cuña estos obtienen un
mejor anclado en rocas duras, semejantes al granito, basalto
o gneis. Para rocas de dureza media como la caliza y
92
arenisca, el anclaje es aún satisfactorio, pero para rocas
suaves como el esquisto quebradizo, minerales sulfurosos,
brechas o carbón el anclaje es bastante irregular. Se
considera que cuando una roca dura es alterada o fracturada
esta puede comportarse como esquisto quebradizo. Pero en
un esquisto arenoso compacto puede ocurrir un anclado tan
fuerte como en un arenisco.
93
UNIVERSIDAD NACIONAL DANIEL ALCIDES CARRION
FACULTAD DE INGENIERIA
ESCUELA DE FORMACION PROF. DE ING. DE MINAS
CUÑA INTRODUCIDO EN LA RANURA
Dibujo: Carlos Luis Colqui Huamán
ESCALA: S/E. OCTUBRE 2003 FIGURA N°14
94
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ESCUELA DE FORMACION PROF. DE ING. DE MINAS
MECANICA DEL ANCLADO DEL PERNO DE RANURA Y CUÑA
Dibujo: Carlos Luis Colqui Huamán
ESCALA: S/E. OCTUBRE 2003 FIGURA N°15
95
5.3.2. PERNOS EXPANDIBLES :
Consiste en una varilla cilíndrica, que puede ser fileteado en ambos
terminales ó aquellos previstos de una cabeza cuadrada en uno de los
extremos y fileteado en el otro. Sobre el extremo fileteado lleva un
dispositivo llamado cuña del casquillo que también es roscado
interiormente y un casquillo de expansión. Ver Fig. Nº 16.
El anclamiento se obtiene por la rotación de una tuerca (varilla
fileteada en ambos terminales) o de la cabeza cuadrada del perno (varillas
de un solo terminal fileteado); luego de insertar el perno en el hueco, con
su respectivo casquillo expandible y cuña, colocada en el extremo
fileteada. (Ver Fig. 17)
El casquillo se expande al tirar la varilla hacia afuera; por un
roscamiento de la tuerca en el perno, o del perno con cabeza cuadrada en
la tuerca tipo cuña, que se encuentra en el fondo del hueco. Este
procedimiento hace que se asienten las hojas del casquillo expandible en
la pared del hueco perforado.
A. CLASES :
Como se puede observar en la Fig. Nº 16, existen varios
modelos de pernos tipo expandible, según el diseño del casquillo y
la cuña de expansión. El tipo Standard (a) es de 4 hojas y se
expande hacia el fondo del hueco y del otro llamado de
96
afianzamiento ( b ) es de dos hojas y se expande hacia afuera (Figs.
Nºs. 16-A-B-C)
El tamaño y el espaciamiento de la endentadura del tipo (a)
es relativamente menor que la del tipo (b). También consideramos
una variedad del modelo tipo afianzamiento, con mayor área de
contacto que las anteriores; pero cuyo tamaño y espaciamiento de
las endentaduras sea menor que la del tipo Standard, a la cual
denominaremos Tipo N u.
De las pruebas realizadas por Robert Stefanho, respecto a la
influencia del casquillo en el anclaje, teniendo en consideración el
diseño, se ha obtenido las siguientes conclusiones:
a) Area de Contacto :
Teniendo casquillo expandibles del tamaño y
espaciamiento de sus endentaduras iguales, pero el área de
contacto con la roca sea diferente y teniendo presente que
en los pernos de anclaje es visible el decaimiento del
anclaje a medida que pasa el tiempo, desde el momento de
su instalación, se observa que el casquillo de expandible de
mayor área de contacto, tiene mejor rendimiento en el
anclaje.
b) La Dentadura :
97
El diseño del tamaño y el espaciamiento de las
dentaduras del casquillo expandible es otro de los factores
que influyen en el anclaje, de donde se obtienen las
siguientes condiciones:
b.1. Según pruebas realizadas en bloques de concreto
nos indican que dentro de los 10 primeros días más
o menos, de su instalación, el tipo de perno (b),
tiene mejor rendimiento de anclaje; sin embargo,
posteriormente a este lapso decae. En comparación
con la del casquillo del tipo (a); este último se
mantiene en forma más o menos estable en los
tiempos subsiguientes; teniendo mejor rendimiento
aún que el del casquillo tipo N u.
b.2. Como resultado de las pruebas realizadas del
anclamiento de los pernos en material blando a base
de piedra pómez, se concluye que del casquillo (b)
es sumamente beneficioso en comparación al
casquillo (a) y también al del tipo N u.
B. MECANICA DEL ANCLADO :
Una vez introducido el perno por la máquina de percusión
dentro del hueco y cuando se le empieza a dar la torsión necesaria
para su anclado, se presenta tal como en la Fig. Nº 13, donde la
98
Fuerza "a" es diametral, de los brazos del casquillo contra las
paredes del hueco, la fuerza "b" es una fuerza de fricción entre la
cuña de expansión y la parte interior de los brazos del casquillo y
la fuerza "d" que se transmite a "c", que es la que introduce al
perno. Si la suma de estas fuerzas excede a la fuerza impulsora, el
perno quedará anclado.
C. PROCEDIMIENTO DE INSTALACION :
El procedimiento de instalación de este perno, es semejante
de tipo de pernos ranurados, diferenciándose en algunos aspectos.
c.1. Perforación de 1 1/4" ó 1 3/8" de diámetro, procurando que
el último tramo sea de un diámetro menor, ya que
experimentalmente se obtiene un anclado más seguro. En lo
que se refiere a la longitud del hueco no interesa que este
sea dimensionado exactamente, tal como en el caso del
perno ranurado, puesto que no se necesita que el casquillo
expandible se encuentre en el fondo mismo del hueco, para
su anclamiento.
c.2. La introducción en el agujero del perno de roca con su
casquillo y su respectiva tuerca tipo cuña en el fondo del
hueco, quedando afuera el extremo del perno, en la cual
lleva una plancha y su respectiva tuerca hexagonal o en otro
caso de pernos, con cabeza cuadrada. La perforadora que
99
sirvió para hacer el hueco puede usarse para impulsar el
conjunto.
c.3. Aplicación de fuerza de torsión a la tuerca: La tuerca
enroscada en el perno o la cabeza cuadrada de la varilla, es
apretada o torsionada mediante una llave cachimba o una
máquina perforadora, hasta obtener un torque igual que en
el tipo de ranura y cuña y desde luego teniendo en cuenta
las condiciones de anclamiento del terreno.
Las ventajas del perno de expansión son las siguientes:
1. La longitud del taladro puede ser menos precisa que en los pernos
de anclaje.
2. En anclaje se hace sin percusión de forma que el aire comprimido
no es necesario.
3. La tolerancia en el diámetro tiene menos importancia.
100
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TIPO DE EXPANSION SHELLS
Dibujo: Carlos Luis Colqui Huamán
ESCALA: S/E. OCTUBRE 2003 FIGURA N°16
101
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FUERZA DE ANCLAJE PARA EL TIPO DE EXPANSION SHELL
Dibujo: Carlos Luis Colqui Huamán
ESCALA: S/E. OCTUBRE 2003 FIGURA N°17
102
6.3.2. PERNOS DE ANCLAJE ESPECIALES :
Entre los pernos especiales que existen en el mercado para el uso
industrial en la minería, tenemos:
6.3.1.1. PERNOS DE ANCLAJE REPARTIDO :
El cemento especial (mortero líquido) es inyectado en
el hueco por medio de una pistola de enlechado (jeringa), se
introduce el perno, en seguida es taponeado el hueco en el
cuello (tapón de sílice) con el fin de retener el mortero líquido;
además en el hueco perforado se ha introducido antes que el
perno un tubo delgado para la extracción del aire. Si no se
tiene la pistola de enlechado (jeringa), el anclaje se realiza
mediante la introducción del perno en el hueco, en cuyo fondo
se encuentra un recipiente frágil (cristal) que contiene una
mezcla que endurece al frío, al ser roto por el perno. Figs. Nº
18, 19, 20, 21, 22 y 23.
Otro procedimiento se efectúa mediante los pernos tipo
"PERFO", Fig. Nº 23, consiste en insertar un cilindro
perforado conteniendo un cemento o mortero líquido dentro
del taladro. En seguida la varilla del perno es introducida
activamente (con esfuerzo) dentro del tubo, cuyo elemento
contenido es expulsado del cilindro por los agujeros, para
103
rellenar el hueco perforado y además las grietas o poros de la
roca; siendo las ventajas de este proceso las siguientes:
a) La longitud entera sostiene al perno.
b) Se elimina la circulación de aire en el perno.
c) Puede ser aplicado en rocas blandas y con
resquebrajaduras.
d) Requiere menor uniformidad en el diámetro del hueco
perforado.
Los tamaños recomendados son como siguen:
Fierro Corrugado
3/4 in 19 mm
1 in 25 mm
1 1/8 in 29 mm
1 1/4 in 32 mm
1 3/8 in 35 mm
Diámetro del Taladro
1 1/4 in 32 mm
1 1/2 in 38 mm
1 3/4 in 44 mm
2 in 51 mm
2 1/4 in 57 mm
Diámetro de Tubo
1 1/16 in 27 mm.
1 1/4 in 32 mm
1 1/2 in 38 mm
1 3/4 in 44 mm
2 in 51 mm
6.3.2.2. VARILLAS DE ROCA SIN ANCLAMIENTO :
Estos son otros tipos de rocas especiales considerados y
se utilizan, generalmente, para reforzar el fallamiento de
pilares, atravesando de un lado a otro, por lo tanto desaparece
el anclamiento.
104
6.3.3.3. PERNOS DE MADERA :
La aplicación de pernos de madera como soporte, son
limitados a problemas marginales del terreno. Tienen ranuras
en ambos extremos, los cuales hacen un ángulo de 90° una de
la otra: cuyo anclamiento se obtiene mediante la percusión
aplicada sobre cuñas de madera situadas en las ranuras o
también se puede usar solamente cuña en el extremo ranurado
situado en el fondo del hueco, y, en el otro extremo sin ranura
actúa un tornillo que llena todo un agujero que ha sido
perforado. Ver Fig. Nº 24.
105
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PERNO SIMPLE TENSIONADO CON CEMENTO
Dibujo: Carlos Luis Colqui Huamán
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ANCLAJE MECANICO CON PERNO TENSIONADO Y CEMENTADO
Dibujo: Carlos Luis Colqui Huamán
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ANCLAJE MECANICO DE COMPLETA LONGITUD REUSABLE
Dibujo: Carlos Luis Colqui Huamán
ESCALA: S/E. OCTUBRE 2003 FIGURA N°20
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PERNO TENSIONADO CON ANCLAJE CEMENTADO
Dibujo: Carlos Luis Colqui Huamán
ESCALA: S/E. OCTUBRE 2003 FIGURA N°21
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BARRA ROSCADA TENSIONADO CON RESINA CEMENTADA
Dibujo: Carlos Luis Colqui Huamán
ESCALA: S/E. OCTUBRE 2003 FIGURA N°22
110
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ANCLAJE POR EL SISTEMA PERFO
Dibujo: Carlos Luis Colqui Huamán
ESCALA: S/E. OCTUBRE 2003 FIGURA N°23
111
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ESCUELA DE FORMAC. PROF. SE ING. DE MINAS
PERNOS DE MADERA
A: Con material de relleno B) Solo, con cuña
Dibujado: Carlos Luis Colqui Huamán
ESCALA: S/E. OCTUBRE 2003 FIGURA N°24
112
6.3.4. SPLIT SET :
En casi todos los pernos anteriores el diámetro de la varilla es
inferior al diámetro del taladro en el que se alojan; sin embargo la
varilla de split set tiene un diámetro superior al del taladro donde se
va a colocar. Esta varilla está constituido por una chapa de 2,3 mm.
De espesor, plegado en forma de tubo, dejando una separación
longitudinal para que el tubo pueda disminuir de diámetro al
colocar el perno.
Las partes del split son::
Platina
Tubo.
6.3.4.1 BREVE DESCRIPCION Y PARTES DEL SPLIT SET
El Split set, es un estabilizador de roca por fricción,
para soporte de cajas y techo. Consiste en un tubo
comprensible ranurado, longitudinalmente ahusado en un
extremo y en el otro lleva un anillo soldado para sujetar la
arandela o plato hacia la roca. La ranura a lo largo del tubo
permite que el estabilizador se comprima a medida que es
introducido en el taladro cuyo diámetro es menor al tubo,
debido a esta comprensión se generan esfuerzos radiales
que se extienden desde el tubo hacia la roca a todo lo largo
del Split Set. Fig Nº 25.
113
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SPLIT SET
Dibujo: Carlos Luis Colqui Huamán
ESCALA: S/E. OCTUBRE 2003 FIGURA N°25
114
.
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TENSIOMETRO HIDRÁULICO DE PERNOS DE ROCA
Dibujo: Carlos Luis Colqui Huamán
ESCALA: S/E. OCTUBRE 2003 FIGURA N°26
115
6.4. COMPARACION DE LOS TIPOS MAS IMPORTANTES DE PERNOS
CUADRO N°1
ANCLAJE PUNTUAL ANCLAJE REPARTIDO
PERNOS
DE
MADERA
PERNOS DE
EXPANSION
QUÍMICO MECANICO OTROS TIPOS
RESINA CEMENTO SPLIT SET SWELLEX POLIESTER PUNTUAL E
INYECCION
DURACIÓN DEL
ANCLAJE
SE PIERDE
CON EL
TIEMPO
SE PIERDE
CON EL
TIEMPO
PERMANENTE PERMANENTE
POSIBLE
FATIGA Y
CORROSION
POSIBLE
CORROSION PERMANENTE PERMANENTE
MECANIZACION
DE LA
COLOCACIÓN
BUENA MUY
BUENA BUENA BUENA EXCELENTE EXCELENTE BUENA NORMAL
PORTANCIA POR
PERNO 50 KN. 200 KN. >200KN. >200KN 120KN. 100 KN. 200 KN. 200 KN.
LONGITUD
OPERATIVA
MÁXIMA
3 m. 6 m. 6 m. 8 m. 4 m. 3 m. 6 m. 8 m.
GARANTIA DEL
ANCLAJE INICIAL ESCASA NORMAL BUENA MUY BUENA MUY BUENA MUY BUENA BUENA NORMAL
TIEMPO DE
ACTUACIÓN MINUTOS MINUTOS MINUTOS HORAS INSTANTÁNEO INSTANTÁNEO MINUTOS MINUTOS
DEFORMABILIDAD ALTA MUY ALTA BAJA BAJA MUY ALTA MUY ALTA BAJA BAJA
APLICACIONES
MACIZOS
A
EXPLOTAR
USO
GENERAL
USO
GENERAL
USO
GENERAL
GALERIAS DE
CORTA VIDA
EN TERRENOS
DEFORMABLES.
GALERIAS DE
CORTA VIDA
MACIZOS A
EXPLOTAR
GALERIAS Y
OBRAS DE
LARGA VIDA
116
6.5 VENTAJAS Y DESVENTAJAS DE LOS PERNOS DE ANCLAJE
6.5.1. VENTAJAS :
Entre las principales ventajas, tenemos:
1.- Reducción de costos por material.
2.- Reducción de costos por labor.
3.- Reducción de costos por transporte (dentro de la mina).
4.- Reducción de costos por mantenimiento de galerías.
5.- Favorable para la mecanización de la mina.
6.- Mejoras en la ventilación.
7.- En combinación con otros métodos, permite aligerar y
reducir costos por mantenimiento continuo de galerías.
8.- No es sensible a los disparos cercanos una vez instalados,
como los otros métodos.
9.- Su instalación toma menos tiempo que en los métodos
convencionales.
10.- Se elimina los riesgos de incendio.
11.- Se dispone de mayor espacio.
12.- Se eliminan las necesidades de almacenamiento de
elementos estructurales.
117
13.- Son pocos los terrenos en los cuales los pernos de anclaje
no pueden ser aplicados, dependiendo del tipo de anclaje.
6.5.2 DESVENTAJAS :
Entre los principales inconvenientes, tenemos:
1.- No previene su fallamiento como sucede con los otros
métodos.
2.- No inspira confianza, por ser poco visibles.
3.- Su reemplazamiento y mantenimiento es dificultoso.
4.- El grado de reforzamiento puede variar considerablemente
de un perno a otro y no es perceptible.
6.6 VENTAJAS Y DESVENTAJAS DE LOS SPLIT SET
6.6.1. VENTAJAS :
1.- Facilidad de colocación.
2.- Desde el primer instante de su colocación ejercen, por el
efecto de muelle, presión sobre el macizo rocoso, que es
positivo para aprovechas la dilatancia.
3.- Se desliza cuando el empuje de los terrenos supera las
fuerzas de fricción, convirtiéndose en una entibación elasto-
plástica.
118
4.- Poseen una gran versatilidad y operatividad, inclusive
realizan una gran labor de drenaje.
6.6.2. DESVENTAJAS
1.- Son sensibles al diámetro de perforación.
2.- No cuentan con protección contra la oxidación.
3.- Su durabilidad, no es conocida.
4.- Poca resistencia al deslizamiento próxima a las 11t.
5.- Presentan problemas de pandeo en su colocación si superan
los 4 m. de longitud.
119
CAPITULO VI
APLICACIÓN DE LA TEORÍA DEL EMPERNADO DE ROCA
En lugares donde se va a hacer un gran uso de los pernos de anclaje, se
hace manifiesta la necesidad de diseñar un modelo general de empernado.
La información geológica relacionada con la pruebas realizadas y las
observaciones de las propiedades de la roca, permitieron programar el sistema de
empernado, incluyendo la longitud de los pernos, ángulo del perno sobre la
superficie libre, espaciamiento entre pernos y el uso de los accesorios para el
empernado. El uso de un modelo en el empernado permitirá la instalación
sistemática y facilitará el chequeo de los pernos después de su instalación.
6.1. APLICACIONES DE LOS PERNOS DE ANCLAJE:
Las principales aplicaciones de los pernos de anclaje, son:
120
6.1.1. ABERTURAS TABULARES HORIZONTALES :
En aberturas tabulares horizontales generalmente los
trabajos son subterráneos, cuya sección es aproximadamente
cilíndrica. Están incluidos, dentro de esa categoría, las galerías,
cruceros, túneles, vías de transporte, etc.
Cuando los pernos de anclaje son usados en aberturas
tabulares horizontales, ellos sostienen, generalmente, a la roca bajo
dos principios: reforzamiento en arco y como viga de construcción;
ambas teorías han sido expuestas anteriormente.
Las variables a considerar, cuando se está diseñando
modelos de empernado de roca para aberturas tabulares
horizontales, son: modelos de hileras de pernos, espaciamiento
entre hileras, longitud del perno y ángulo entre el perno y la roca.
Los pernos de anclaje deben ser instalados en planos
perpendiculares a los ejes de la abertura, estando formado cada
plano por una hilera de pernos. Para el propósito del empernado de
rocas, las secciones de las aberturas tabulares horizontales se
pueden agrupar en tres clasificaciones: planas, arqueadas y
circulares.
Para secciones planas, el modelo de la hilera de pernos se
muestra en la Fig, Nº 27-A. El espaciamiento de los pernos
depende de la carga del techo y de la resistencia a la tensión del
121
perno usado. Así por ejemplo, para un perno de 1" de diámetro del
tipo de ranura y cuña, el espaciamiento de los pernos estará entre 3´
a 5 pies y para el tipo de pernos de expansión estará entre 1½" a 3
pies. El espaciamiento entre hileras varía entre 3 y 6 pies.
Para túneles planos, serán instalados perpendicularmente a
la superficie de la roca desde que la resistencia de los pernos varía
inversamente con el ángulo que hace con la normal.
Cuando las aberturas son arqueadas (Fig. Nº 27-B), los
pernos deben instalarse en los costados superiores. El
espaciamiento entre pernos debe ser de 3 a 5 pies. La longitud del
perno deberá ser un poco menor que el radio del túnel y el perno
deberá instalarse perpendicular a la superficie de la roca.
Cuando la abertura es de sección casi circular, tal como se
puede apreciar en la Fig. Nº 27-C, la instalación de los pernos
deberá hacerse en forma radial alrededor de la abertura. El
espaciamiento entre los pernos de una hilera será de 3 a 5 pies y
entre hileras de 3 a 6 pies. Todos los pernos deberán ser de la
misma longitud y esta a su vez un poco menor que el radio del
túnel, siendo instalados normales a la superficie. Se hace esta
recomendación y a la vez muestro la Fig. Nº 27, donde se puede
apreciar este fenómeno.
122
UNIVERSIDAD NACIONAL DANIEL ALCIDES CARRIÓN
FACULTAD DE INGENIERÍA
ESCUELA DE FORMAC. PROF. DE ING. DE MINAS
REPRESENTACIÓN GRAFICA
Dibujado: Carlos Luis Colqui Huamán
ESCALA: S/E. AGOSTO 2003 FIGURA N°27
123
6.1.2. TAJEOS :
Los métodos de tajeado en los cuales se utilizan pernos de
anclaje son principalmente: Corte y Relleno, Shrinkage y también
en el Square Set. El primer método mencionado es uno de los
métodos selectivos más utilizados actualmente en la minería y el
segundo método es el que está obteniendo auge últimamente.
Con estos métodos las aberturas de los tajeos tienen una
vida relativamente corta, por consiguiente al usar pernos de anclaje
las aberturas pueden mantenerse hasta que la extracción del mineral
haya terminado y entonces deben rellenarse. Generalmente sólo las
cajas del techo necesitan del empernado, pero hay oportunidades en
que tanto la caja piso y el mismo mineral necesitan ser empernados
al mismo tiempo.
El modelo más común usado para el sostenimiento de cajas
es una red rectangular donde los pernos son espaciados 5 pies
horizontales y 4 pies verticales. Y como siempre, los pernos
instalados perpendicularmente a las cajas.
El empernado de rocas en block de minerales de un tajeo
hace posible el quebrantamiento del mineral en un mayor espacio
de tal manera que permite mayor altura entre el relleno y el
mineral. En este caso se deben instalar los pernos en forma vertical.
124
Sí las vetas son verticales los pernos deben colocarse en el mineral
haciendo un ángulo con las cajas.
6.2. SELECCIÓN DEL PERNO DE ANCLAJE
En el presente trabajo se usó el perno SPLIT SET, su elección fue más
que todo a la necesidad de conocer su funcionamiento, su eficiencia y
demás en el Shrinkage.
6.3. FUNDAMENTO DE LA LONGITUD DEL PERNO
Analizando la Fig. Nº 28-A, que es la sección circular de una labor
minera, en la que se puede apreciar los esfuerzos, las presiones verticales y
laterales que actúan sobre la labor, asumiremos que:
00 = Esfuerzo tangencial (que hace un ángulo de 90º con el
esfuerzo radial)
rr = Esfuerzo radial.
P = Presiones verticales.
Q Presiones laterales.
Ss = Esfuerzo de corte.
Los valores deducidos para los diferentes esfuerzos tomados del
libro Rock Pressure in Mines de Q. Isaacson, son los siguientes:
a² P + Q P - Q 3a²
rr = 1 - --- ----- - -------- 1 - --- cos 2 ............................................ (1)
r² 2 2 r²
125
a² P + Q P - Q 3a4
OO = 1 + --- ------ - ------- 1 + ----- cos 2 .......................................... (2)
r² 2 2 r4
1
ss = --- (OO - rr) ...................................................................................... (3)
2
Asumiendo que las presiones son hidrostáticas, es decir que P = Q,
entonces las ecuaciones (1), (2) y (3) se transformaran en (4), (5) y (6),
respectivamente así:
a²
rr = P (1 - ----) .................................................................................... (4)
r²
a²
OO = P (1 + -----) .................................................................................... (5)
r²
a²
ss = 2P --- .......................................................................................... (6)
r²
Representando gráficamente (4) y (5) obtendremos el gráfico de la
Fig. Nº 28-B y de acuerdo a este vemos que el esfuerzo tangencial es
máximo en la periferie y el radial es nulo en el mismo lugar, que el
esfuerzo tangencial disminuye conforme se penetra en la roca, mientras
que el radial va aumentando conforme se penetra en la roca.
Una representación gráfica de los esfuerzos de cortes nos dará un
gráfico similar al del esfuerzo tangencial, por consiguiente las
afirmaciones válidas para el esfuerzo tangencial lo son también para el
esfuerzo de corte.
Finalmente, del mismo gráfico podemos deducir que los mayores
esfuerzos, sin tomar en cuenta el radial, se producen en la periferie como
126
se ha podido apreciar y que a partir de un punto que está a la distancia de
un radio de la periferie, el esfuerzo tangencial y el de corte disminuyen
notablemente.
Haciendo uso de las fórmulas (5) y (6), veremos como varían los
esfuerzos tangenciales y de corte para valores numéricos de r; lo que nos
daría las siguientes tablas:
TABLA N° 1 TABLA N° 2
R 00 r ss
1.0a
1.1a.
1.2a.
1.3a.
1.4a.
1.5a.
1.6a.
1.7a.
1.8a.
1.9a.
2.0a.
2.1a.
2.2a.
2.3a.
3.0a.
2.00P
1.85P
1.69P
1.59P
1.51P
1.45P
1.39P
1.32P
1.31P
1.27P
1.25P
1.23P
1.21P
1.19P
1.10P
1.0a
1.1a.
1.2a.
1.3a.
1.4a.
1.5a.
1.6a.
1.7a.
1.8a.
1.9a.
2.0a.
2.1a.
2.2a.
2.3a.
3.0a.
2.00P
1.66P
1.38P
1.18P
1.02P
0.88P
0.78P
0.70P
0.62P
0.56P
0.50P
0.46P
0.42P
0.40P
0.22P
De la tabla Nº 1 se puede observar lo siguiente:
Que a partir de valores mayores a 1.7a, los esfuerzos tangenciales
ya no varían tan notablemente como para valores inferiores a 1.7a; se
podría decir que a partir de este valor, los esfuerzos tangenciales casi
permanecen constantes. Como la longitud de un perno debe ser lo
suficiente como para resistir los mayores esfuerzos y como los esfuerzos
tangenciales resultan ser notoriamente mayores hasta un punto situado a
127
0.7a de la periferie, se concluirá entonces que con un perno que tenga esta
dimensión se obtendrá resultados bastante satisfactorios.
Del análisis que se hace de la Tabla Nº 2, también se obtiene
conclusiones similares a las obtenidas de la Tabla Nº 1 y algo más.
Veremos que a la distancia de un radio desde la periferie el esfuerzo de
corte se ha reducido a la cuarta parte de su valor en la periferie, lo cual nos
haría pensar en la posibilidad de usar pernos más cortos que los deducidos
para soportar los esfuerzos tangenciales, pero es preciso tener en cuenta
que la resistencia al corte del acero es la mitad de la resistencia a la
tensión; por esta razón, debemos usar pernos de igual longitud que los
pernos calculados para soportar los esfuerzos tangenciales y aún más, para
mayor seguridad los pernos los colocaremos a menor distancia entre ellos.
6.4. CAPACIDAD PORTANTE DEL SPLIT SET .-
Según información de los proveedores, la máxima carga que el
Split set puede soportar (a la tensión) después de su instalación oscila entre
16,000 a 20,000 lbs. (7.3 - 9.1 TM), considerándose que la resistencia a la
rotura del tubo es de 25,000 lbs. (11.3 TM), factores suficientes para
nuestro caso.
128
UNIVERSIDAD NACIONAL DANIEL ALCIDES CARRIÓN
FACULTAD DE INGENIERÍA
ESCUELA DE FORMAC. PROF. DE ING. DE MINAS
REPRESENTACIÓN GRAFICA
Dibujado: Carlos Luis Colqui Huamán
ESCALA: S/E. AGOSTO 2003 FIGURA N°28
129
6.5. ORIENTACIÓN OPTIMA DE LOS PERNOS
Utilizando la fórmula empleado para estos casos por GAZIEV Y LAPIN
(1,983):
O
10
o 1i )JCS
(opt
Donde:
opt = ángulo óptimo
= Tensión normal.
Io = Angulo inicial de las asperezas de la discontinuidad.
JCS = Resistencia a comprensión simple de los labios de la
discontinuidad.
o = Angulo de rozamiento residual.
Y contando con la información, se determinó el ángulo óptimo para el
tajeo: 73°.(aprox.)
6.6. MECANICA DE FUNCIONAMIENTO DEL SPLIT SET.-
La carga actúa en un plano perpendicular al eje del Split Set así
como a lo largo de la misma a medida que es introducida en el taladro.
Este efecto combinado produce una zona de compresión tri-axial alrededor
del Split set, sumada a la cual la presión presente en la roca mediante el
130
plato o arandela produce una zona de compresión en forma de pera en cada
Split set.
La resistencia (tensión), medida en estudios comparativos, señalan
que se incrementan conforme transcurre el tiempo. Este comportamiento lo
define como elemento de sostenimiento dinámico.
6.7. ESPACIAMIENTO ENTRE SPLIT SET.
El diseño del espaciamiento se basa en dos aspectos:
1. La capacidad portante del Split Set.
2. La dimensiones y peso de un probable planchón en un tajeo
Shrinkage.
Así, por ejemplo, un planchón de 1.5 mts. x 1.5 mts. x 1.0 mt. de espesor,
con peso de aproximadamente 7 TM. requiere sólo un Split Set para
sostenerlo.
De ese modo podría establecerse un espaciamiento de 1.5 mts entre Split
Set. Sin embargo, los planchones no son uniformes en forma, tamaño y
ocurrencia.
Por este motivo se requiere de un sostenimiento sistemático que permita
asegurar la estabilidad local e integral de la caja techo en un tajeo
Shrinkage.
131
En este estudio se opta por un espaciamiento cuadrado de 1.0 mt. x 1.0
mt., espaciamiento que se considera conservador y que por razones obvias
estará sujeta a revisión y posterior ajuste según los resultados que se
obtenga. El espaciamiento mencionado debe cumplirse aún cuando en el
terreno (en forma local) se observa buena roca que aparentemente no
requiere sostenimiento.
6.8. LONGITUD DE LOS SPLIT SET.-
Este estudio, conservadoramente, considera una longitud de 7 pies
(2.1 mts.) aunque una longitud de 5 pies sería suficiente. Sin embargo, de
acuerdo a los resultados que se obtenga, también debe revisarse este
parámetro que fácilmente puede llegar a 3 pies con lo que los costos serían
mucho más bajos por Split Set.
6.9. INSTALACIÓN DEL SPLIT SET.-
Para su instalación se utilizaron perforadoras manuales de
percusión (Jackleg). Teniendo como equipo adicional a un adaptador que
por un extremo se introduce en el portabarreno de la perforadora y el otro
en el Split Set, permitiendo a la perforadora empujar el tubo dentro del
taladro sin aplicar rotación, la misma que se mandó preparar en
maestranza.
6.10. JUSTIFICACION PARA EL EMPLEO DE PERNOS DE ANCLAJE
EN EL SOSTENIMIENTO EN SHRINKAGE
132
La importancia del uso de los pernos de anclaje, en forma general,
es concluyentemente la función cualitativa de estos en Ingeniería,
asentándose dicha importancia en el proceso de aplicación eficaz de estos.
Es decir, que tal proceso eficaz solamente se puede llevar a cabo en el
momento que conozcamos los factores que influyen en el, siendo estos:
a. Geología general del lugar donde se utilizará el empernado.
b. Mecánica de Rocas aplicada a la localidad.
c. Calidad y adecuación de los materiales de empernado.
Por último, algo que es decisivo:
d. Colocación inmediata y procedimiento de instalación que consta de
tres fases a saber:
d.1. Anclaje del perno en el lugar de retención.
d.2. Aplicación de la tensión al perno de manera que la roca sea
puesto bajo una comprensión paralela al perno.
d.3. Colocación de los pernos en forma tal que ellos puedan
sostener la estructura de la roca en forma apropiada.
Por lo tanto, el principio básico del empernado consiste en hacer de
la roca empernada una parte integral de la estructura que sostiene. Una
excepción es cuando los pernos se emplean para un simple sostenimiento.
6.11. EVALUACION ECONOMICA DEL EMPLEO DE SPLIT SET
COMO SOSTENIMIENTO EN TAJEO SHRINKAGE
Para la evaluación económica se tienen en cuenta las siguientes
condiciones:
133
1. Espaciamiento cuadrado de 1.0 mt. x 1.0 mt. entre Split Set.
2. Split Set con 7 pies de longitud.
3. Stándares y costos a la fecha en la mina Morococha para la etapa
de rotura en el método Shrinkage.
4. Costos del Split set tal como se refiere en el cuadro que se adjunta,
las que conservadoramente fueron escalados de Julio de 1996 a
Julio de 1999 con una tasa de inflación de 12% en dólares
americanos
5. Stándares y costos adicionales por tareas adicionales en la
perforación de taladros para los Split Set y colocación de los
mismos, además del tiempo adicional requerido para completar la
rotura de un tajeo.
6. Valores equivalentes permisibles y reales del mineral roto y las
pérdidas en dólares por toneladas por efecto de la sobre dilución
durante 1997 y mayo de 1999, en la mina Morococha.
7. Los costos y Stándares en el resto de operaciones subsiguientes se
mantienen constantes.
Los Cuadros 1 y 2, resumen las diferencias de Stándares y
Costos entre el Shrinkage Convencional y empleando
sostenimiento con Split Set.
134
Del Cuadro Nº 1, se obtiene que el empleo de Split Set
significa un incremento de 4,82 dólares por tonelada métrica rota ó
$ 165,456 mensuales sí se tiene en cuenta que en 1997 el promedio
mensual de producción fue de 34,327 TM por Shrinkage.
Por otro lado, en el Cuadro 3 puede verse que las pérdidas
de valor del mineral por dilución adicional sólo en rotura alcanzan
en los Tajeos Shrinkage un valor promedio de 9.1 US $/TM para
un tonelaje roto promedio de 34,327 TM/mes en 1995 con cifras
bastante similares en Mayo de 1996.
De ese modo. asumiendo eliminar las pérdidas por sobre
dilución con el empleo del Split Set, se tendría un valor equivalente
adicional de:
34,327 TM/mes x 9.1 $/TM = $ 312,370/mes.
descontando del valor equivalente adicional (por eliminar la sobre
dilución) el costo por empleo de Split Sets, se obtiene una
contribución adicional de 4.28 $/TM ó $ 146,900 mensuales
considerando el tonelaje promedio de Shrinkage de 1997.
135
CUADRO No.1
RESUMEN DIFERENCIAS DE STANDARS Y COSTOS ENTRE EL SHRINKAGE CONVENCIONAL Y CON SPLIT SET EN LA
ETAPA DE ROTURA
DESCRIPCION Consumo por
Producción
Standard Shrinkage Rotura Costo S/./TM Shrinkage Rotura
Convencional Con Split Set Convencional Con Split Set
LABOR DIARIA
MADERA
EXPLOSIVOS
- Anfo
- Guías ensambladas
- Igniter cord
- Dinamita
- Aire y perforación
SPLIT SET
ADAPTADOR POR SPLIT SET
PLATO A ARANDELA
Tareas/TM
BF/TM
Kg/TM
V/TM
Mt/TM
Kg/TM
Mt/TM
V/TM
V/TM
V/TM
0.13
0.67
0.90
0.79
0.40
0.60
1.83
--------------
--------------
--------------
0.16
0.67
0.90
0.74
0.40
0.60
1.83
0.22
0.0001
0.22
7.10
0.53
0.79
0.95
0.16
2016
8.00
--------------
--------------
--------------
8.21
0.53
0.79
0.95
0.16
2.16
8.00
8.44
0.14
1.49
TOTALES S/. /TM
DIFERENCIA S/./TM
19.69 30.87
+ 11.18
* El costo unitario adicional que representa utilizar SPLIT SETS alcanza a S/. 11.18/TM ó (US $ 4.82/TM)
136
CUADRO No.2
TAREAS EN SHRINKAGE
ACTIVIDADES CONVENCIONAL CON SPLIT SETS
Nº DE DIAS POR TAJEO EN ROTURA
Nº DE TAREAS POR TAJEO EN ROTURA
(incluye enmaderadores y camperos)
TAREAS POR TONELADA METRICA
216
2592
0.13
297
3565
0.16
137
CUADRO No.3
DEPARTAMENTO DE GEOLOGIA
CUADRO COMPARATIVO DE ANCHOS DE ROTURA ESTIMADAS VS REALES
RESUMEN
MES TCS
ROTAS
TMS
ROTAS
ANCHO
VETA
(mts)
LEYES DE VETA ANCHO LABOR Sobre
&
Dilución
LEYES DILUIDAS REALES $ Equivalente
% Cu % Pb % Zn Oz. Ag Permisible
(mts)
Real
(mts)
% Cu % Pb % Zn Oz. Ag Permisible Real
Enero
Febrero
Marzo
Abril
Mayo
Junio
Julio
Agosto
Setiembre
Octubre
Noviembre
Diciembre
60.791
33.921
5.390
17.938
44.655
47.801
44.768
32.419
36.096
44.326
44.326
41.574
55.146
30.772
4.889
16.275
40.512
43.363
40.615
29.411
32.748
40.213
40.265
37.715
1.23
1.27
1.44
0.80
1.13
1.17
0.68
0.62
0.69
0.62
0.75
0.82
0.70
0.68
0.61
0.69
0.72
0.67
0.71
0.83
0.73
0.71
0.73
0.69
4.86
4.95
4.77
3.36
4.00
3.65
3.51
4.56
3.99
4.07
4.25
4.13
5.56
5.35
5.12
4.39
5.45
4.75
4.29
5.95
5.57
5.21
5.32
5.17
15.35
14.17
13.44
15.17
15.03
14.02
18.34
22.15
19.95
21.03
23.48
19.71
1.65
1.72
1.88
1.72
1.56
1.82
1.34
1.30
1.22
1.25
1.25
1.79
2.00
2.08
2.24
1.69
1.93
1.97
1.55
1.61
1.54
1.51
1.59
1.74
21.21
20.93
19.15
-1.74
23.72
8.24
15.67
23.85
26.23
20.00
27.20
-2.79
0.43
0.41
0.39
0.32
0.42
0.40
0.31
0.32
0.33
0.29
0.34
0.33
2.99
3.04
3.07
1.58
2.35
2.17
1.54
1.76
1.79
1.68
1.99
1.96
3.42
3.28
3.29
2.07
3.20
2.82
1.88
2.30
2.49
2.15
2.50
2.45
9.44
8.65
8.64
7.18
8.80
8.33
8.05
8.53
8.94
8.63
11.08
9.29
67.67
59.01
57.01
35.77
55.16
47.39
44.12
51.11
56.37
55.66
74.07
49.20
55.71
48.77
47.63
36.32
44.44
43.73
37.96
41.27
44.61
46.01
57.92
50.66
Total 454.065 411.924 0.92 0.71 4.17 5.21 17.95 1.51 1.77 17.22 0.37 2.17 2.71 9.33 61.10 52.02
Morococha, 06 de Enero de 1998.
138
CONCLUSIONES
1. Es necesario y fundamental el tener conocimiento de todas las condiciones
del terreno, para la aplicación de los pernos de anclaje.
2. Que es importante tener en cuenta que el empernado no es un sistema de
sostenimiento como lo es el enmaderado, que trabaja a partir del momento
en que la roca trata de salir hacia la cavidad, sinó que se instala con el
objeto principal de que el mismo terreno forme parte integral de la
estructura de soporte y que esto se pueda conseguir aplicando los pernos
inmediatamente después de que la masa rocosa ha sido perturbada y
abierta.
3. Que los principios como trabajan los pernos de anclaje, una vez instalados,
son:
3.1. Induciendo los esfuerzos de compresión entre la superficie y la roca
competente, lugar del anclado.
3.2. Disminuyendo el pandeo por la transmisión de fuerzas que
contrarrestan el desplazamiento de las capas de una roca
estratificada, formando un paquete sólido.
3.3. En otros casos, aunque no recomendable, sosteniendo áreas sueltas,
valiéndose del anclado del perno en roca competente.
3.4. El implantar el empernado como sistema de sostenimiento trae
consigo problemas técnicos y de seguridad. Los problemas de
139
seguridad conducen a tener que franquear un cierto número de
problemas sicológicos.
3.5. Los pernos de anclaje ofrecen diversas variables que se deben
seleccionar cuantitativamente, para diseñar un sistema de
sostenimiento para cada caso. Para este fin es imprescindible
conocer, también cuantitativamente, las características físicas y
mecánicas de las rocas que circundan una abertura subterránea.
3.6. Los pernos cementados se pueden anclar en rocas con baja
resistencia a la compresión, mientras que los pernos
convencionales no.
3.7. Los pernos cementados pueden fallar al vencerse la adherencia
fierro - cemento a la adherencia cemento - roca; esto último es
siempre menor.
3.8. Son pocos los terrenos en los cuales los pernos de anclaje no
pueden ser aplicados, dependiendo del tipo de anclaje.
3.9. En el caso que se presenta, por reducción de la sobre dilución en la
etapa de rotura, a pesar del costo adicional unitaria de US $ 4.28
por tonelada métrica rota, esa contribución adicional puede
incrementarse al cuantificarse a favor la menor dilución en la etapa
de evacuación y a su velocidad por el menor desprendimiento de
cajas.
140
3.10. El empleo de Split Sets abre la posibilidad de aplicar el Shrinkage a
vetas cuyas cajas presentan problemas estructurales lo que
permitiría incrementar el número de labores por este método, con
las implicancias ventajosas en cuanto a menos utilización de
recursos se refiere.
3.11. Contribuirá indirectamente en mejorar la recuperación en la planta
concentradora al incrementarse el mineral en vetas.
3.12. El Split Set es económicamente aplicable en tajeos en los que las
pérdidas en $/TM por sobre dilución sean por lo menos igual al
costo adicional de : $/TM 4.28.
141
RECOMENDACIONES :
1. Iniciar el empleo de Split sets en el tajeo 04-N3-322 o de ser factible en el
02 N3-340 por los problemas de cajas que se tienen, además que en ambos
las pérdidas por sobre dilución son superiores a los 15 $/TM.
2. Probar el empleo de Split sets en el tajeo H2-N3-356 o en el H2-N3-350
antes de que se decidiera cambiar de método por los problemas de cajas.
3. Considerar el empleo de Split Sets en los tajeos que vienen
desarrollándose y preparándose en los niveles 1700 y 1500 en la veta
Muchcapata, lo mismo que en el sector Catinca, ya que presentan
fracturamientos en las cajas.
4. Estudiar la aplicación de Split set en las Unidades de Negocios de la
Empresa, similares a los de Morococha.
5. Evaluar los parámetros de espaciamiento y longitud de los Split Set
propuestos a fin de optimizarlos.
6. Estudiar el uso de pernos cementados con resinas sintéticas, para evitar la
corrosión de los pernos por la presencia de agua sulfatada.
142
PLANOS Y FIGURAS
N° DESCRIPCIÓN Pág.
1 Plano de Ubicación del Distrito Minero de Morococha........................... 19
2 Mapa Geológico del Distrito de Morococha ............................................ 36
3 Método de Explotación – Shrinkage ........................................................ 45
4 Chute Standard para Tajeos Shrinkage .................................................... 46
5 Métodos para Instalar chutes. ................................................................... 47
6 Distribución de Fuerzas............................................................................ 60
7 Distribución de Fuerzas a lo largo de Ejes. .............................................. 61
8 Planos de Fractura. ................................................................................... 62
13 Pernos Tipo Cuña ..................................................................................... 82
14 Cuña introducido en la ranura .................................................................. 93
15 Mecánica del anclado del perno de ranura y cuña. .................................. 94
16 Tipo de Expansión Shells. ...................................................................... 100
17 Fuerza de Anclaje para el Tipo de Exp. Shell. ....................................... 101
18 Perno Simple tensionado con cemento. ................................................. 105
19 Anclaje Mecánico con Perno Tensionado y Cementado........................ 106
20 Anclaje Mec. de Completa Long. Reusable. ......................................... 107
21 Perno Tensionado con Anclaje cementada. ........................................... 108
22 Barra Roscada Tensionada con Resina Sintética ................................... 109
143
23 Anclaje por el Sistema Perfo. ................................................................. 110
24 Pernos de Madera. .................................................................................. 111
25 Split Set. ................................................................................................. 113
26 Tensiómetro Hidráulico de Pernos de anclaje. ....................................... 114
27 Aberturas Tabulares Horizontales. ......................................................... 122
28 Esfuerzos y Presiones Verticales y Representación
Gráfica de las Ecuaciones. ..................................................................... 128
144
REFERENCIAS BIBLIOGRAFICAS
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Morococha, Lima, 1,979.
2. HUGH EXTON MCKINSTRY, Geología de Minas.
3. ROBERT S LEWIS Y GEORGE B. CLARK, Elements of Minig Third
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4. Ing. B. STOCES, Elección y Crítica de los Métodos de Explotación en
Minería, 1963.
5. Ing. JULIO RODRIGUEZ C., Breves Notas sobre Mecánica de Rocas
Aplicada a la Ingeniería de Minas, Lima, UNI, 1980.
6. W.W. STALEY, Diseño con Aplicación.
7. ALFREDO LAOZ VILLACREZ, Estudio de Pernos de Roca, INCITEMI,
1978.
8. Ing. JULIO SOLANO S., Soporte de Labores Subterráneas por medio de
Pernos de Roca.
9. Ing FELIPE DE LUCIO, Teoría Comparativa en los Pernos Cementados.
10. CHEN LIANGKUI & FENG SHENDUO, Mechanics and Strangthening
Effect of Split Set Bolts, 1983.
11. LANG T.A., Theory and Practice of Rockbolting, Trans. Amer. Institute
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145
12. A.I.M.E., Use Of Resines in Mine Roof Support, Vol 229, 1964.
13. Formación de Técnicos en Sostenimiento, Escuela de Minas de Recuay,
Perú, 1980.
14. D.F. COATES, Mecánica de Rocas, Departamento de Minas de Canadá,
Toronto, 1974.
15. Dr. Ing. FIDEL RAMIREZ AGUILAR, Control de Estabilidad en
Minería, Lima, 1987.
![Pcc 0910 Definitiu[1]](https://static.fdocuments.es/doc/165x107/5402e1f28d7f72d64a8b46ec/pcc-0910-definitiu1.jpg)
