“ANÁLISIS RETROSPECTIVO Y ESTABILIDAD DEL TALUD SUR …
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UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTIN DE AREQUIPA FACULTAD DE GEOLOGÍA, GEOFÍSICA Y MINAS ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERIA GEOLÓGICA “ANÁLISIS RETROSPECTIVO Y ESTABILIDAD DEL TALUD SUR-OESTE DEL TAJO CUAJONE” Tesis presentada por el Bachiller: ELARD SANTOS GUILLEN LINARES Para Optar El Título Profesional de: INGENIERO GEÓLOGO. Asesor: ING. PABLO MEZA AREQUIPA-PERÚ 2016
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UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTIN DE AREQUIPA
FACULTAD DE GEOLOGÍA, GEOFÍSICA Y MINAS
ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERIA GEOLÓGICA
“ANÁLISIS RETROSPECTIVO Y ESTABILIDAD DEL
TALUD SUR-OESTE DEL TAJO CUAJONE”
Tesis presentada por el Bachiller:
ELARD SANTOS GUILLEN LINARES
Para Optar El Título Profesional de:
INGENIERO GEÓLOGO.
Asesor: ING. PABLO MEZA
AREQUIPA-PERÚ
2016
DEDICATORIA
A Dios Todopoderoso, por guiar mi camino hacia el bien, la humildad
y la honestidad.
A mis padres Hugo e Idalia, por haberme enseñado que la mejor
herencia que un padre le puede dejar a un hijo es la educación, gracias por
haberme educado y enseñado que el triunfo no simplemente es del que llega
primero sino del que sabe llegar.
A mis hermanos Fabiola y Giancarlo, quienes han sido fuente de
estímulo y apoyo para seguir luchando y obtener esta meta.
A toda mi familia Guillén y familia Linares, que confiaron en mí y
dieron su apoyo para lograr el objetivo de ser Ingeniero, a todos ustedes millones
de gracias no sabría como agradecerles.
Elard Guillén Linares
i
AGRADECIMIENTOS
A Dios Todopoderoso por haberme dado la inteligencia y sabiduría para poder
culminar satisfactoriamente mi carrera. A mis padres y mis hermanos, por ser el
motivo de mi inspiración, son la mejor familia que dios me pudo dar. A Karen, sin
su amor y apoyo, el éxito no lo conseguiría de esta manera. A mis amigos,
Ronny, Heiner, ustedes son parte de mi vida y siempre les agradeceré su apoyo y
amistad incondicional. A la Universidad Nacional de San Agustín, profesores y
estudiantes por haberme permitido formar parte de su gran familia; en especial a
los profesores Pablo Meza, Antenor Chavez, José Díaz, Fredy Garcia, José
Cuadros, Mauro Valdivia, Salome Chacón, Edgar Gutiérrez gracias por brindarme
sus conocimientos y apoyo. A la empresa Southern Perú, por brindarme la
oportunidad de desarrollar mi trabajo de grado en sus instalaciones, a los
ingenieros Javier Salazar, Raúl Veramendi y en especial al ingeniero Jorge
Barrios, por darme su valioso apoyo durante el desarrollo de este trabajo, su
conocimiento, amistad, y de esa forma contribuir a mi éxito. A mis amigos durante
el desarrollo de este trabajo de investigación, José, Emerson, Elvis, Alex, Roberto
gracias por haber aportado un granito de arena a mí triunfo. A todos muchísimas
gracias y que Dios los bendiga.
Elard Guillén Linares
ii
RESUMEN
El Presente estudio se desarrolló debido a la necesidad de saber las causas, de
la inestabilidad del Talud Sur-Oeste del Tajo Cuajone, ubicado en el Distrito de
Torata, Provincia de Mariscal Nieto, Departamento de Moquegua, para ello se
realizará un análisis retrospectivo y estudio geotécnico de la zona, proponiendo
soluciones para la estabilidad. El estudio geotécnico del área afectada consta de
un reconocimiento geológico que permite verificar la litología y estructuras
presentes en los taludes desplazados, un levantamiento topográfico para conocer
características y dimensiones del deslizamiento, la toma de muestras para
identificar las características físicas del material perturbado, una clasificación
geomecánica para determinar la calidad de la matriz rocosa presente, la
elaboración de secciones geológicas, la estimación de la cantidad de material
desplazado, para posteriormente llevar a cabo el análisis de estabilidad
retrospectivo y determinar los métodos aplicables para la estabilidad de la zona
afectada hasta los límites de explotación permitidos. Para los análisis de
estabilidad fueron usados tres métodos de equilibrio límite, el de Bishop
simplificado, Janbu y Fellenius, usando como medio de verificación el programa
de análisis de estabilidad de taludes denominado Slide 6.0. Llegando a la
conclusión de que en el área afectada se generalizado a un modo de ruptura
planar irregular, el cual se ha clasificado como un dislocamiento de masa rocosa
por perdida de resistencia de roca en el nivel 3430, generando un efecto
trabazón, calculando un total de 966,832TM de material desplazado, y
130,142TM de calidad de roca mala, oxidada, que se encuentra en la corona.
Proponiendo la corrección, removido y empuje del material oxidado como plan
para la estabilización del deslizamiento, luego de hacer su análisis resulta con un
factor de seguridad 1.3, de acuerdo a los rangos se denomina estable. Con los
resultados podemos así continuar con la operación habiendo eliminado las
condiciones inseguras de la zona.
Iii
INDICE
Dedicatoria……………………………………………………………………………i
Agradecimientos……………………………………………………………………ii
Resumen……………………………………………………………………………..iii
Índice………………………………………………………………………………....iv
Lista de Figuras y Mapas..….…………………………………………………….ix
Lista de Tablas…………………………………………………………………….xiii
Lista de Fotos……………………………………………………………………..xiv
Lista de Gráficos……………………………………………………………….….xv
Anexos…………………………………………………………………………...…xvi
CAPITULO I: INTRODUCCION…………………………………………………….1
1.1 Ubicación………………………………………………………...………………2
1.2 Accesibilidad………………………………………………………….………...2
1.3 Clima…………………………………………………………………..………….4
1.4 Justificación…………………………………………………………..…………4
1.5 Formulación Del Problema…………………………………………………...5
1.4.1 Definición del Problema……………………………………………….....5
1.4.2 Formulación del Problema……………………………………………….5
1.6 Alcance y Limitaciones………………………………………………….…….6
1.5.1 Alcances…………………………………………………………………...6
1.5.2 Limitaciones……………………………………………………………….6
1.7 Variables e Indicadores…………………………………………………….....6
1.6.1 Independientes……………………………………………………………6
1.6.2 Dependientes……………………………………………………………..6
1.6.3 Indicadores………………………………………………………………..6
1.8 Objetivos………………………………………………………………………...7
1.7.1 General…………………………………………………………………...7
1.7.2 Específicos……………………………………………………………….7
1.9 Hipótesis……………………………………………………………………...….7
CAPÍTULO II: MARCO TEÓRICO…………………………………………………8
2.1 Geología Regional………………………………………………………….…..8
2.1.1 Unidades Litoestratigraficas……………………………………...…10
2.1.1.1 Formación Chocolate (Ju-Cho)……………………………….10
2.1.1.2 Grupo Toquepala (Cr.Sup-Toq)...………………………..…..10
1. Formación Toquepala (Fm.Toq)……………..……………10
iv
2. Formación Inogoya (Fm. In).…………………………..…..10 2.1.1.3 Volcanico Paralaque (Cret.Sup-Par).………………………..10
2.1.1.4 Volcanico Quellaveco (pal-Que)………..…………………….11
1. Porfido Quellaveco (RP)..………………………………….11
2. Dolerita Toquepala (TD)……………………………..…….11
3. Porfido cuarcífero Toquepala (TQ)..……………………...11
4. Andesita Toquepala (TA)…...……………………………...11
5. Riolita Toquepala (RT)..……………………………………11
6. Serie Alta (AS)...…………………………………………….11
7. Riolita Yarito (YR)..…………………………………………12
8. Riolita Tinajones (RT)...…………………………………….12
9. Rocas Intrusivas…………………………………………….12
2.1.1.5 Formación Moquegua (Mio-Moq)…….………………………13
1. Moquegua Inferior…………………………………………..13
2. Moquegua Superior…………………………………………14
2.1.1.6 Formación Huaylillas (Mio-Hu)...……………………………..14
2.1.1.7 Formación Chuntacala (Mio-Ch)..……………………………14
2.1.1.8 Formación Capillune (Plio-Cap).……………………………..15
2.1.1.9 Formación Barroso (Plio-Bar)…..…………………………….15
2.1.1.10 Depósitos Cuaternarios……………………………………...15
2.1.2 Geología Estructural Regional..……………………………….……17
a) El Sistema de fallas Incapuquio…………………………………....17
b) Falla Micalaco…………………………………………………….….19
c) Falla Viña Blanca…………………………………………………….19
d) Falla Botiflaca………………………………………………………...20
2.1.3 Sismicidad…………………………………………………..…………..20
2.2 Geología Local………………………………………………………...………22
2.2.1 Litología………………………………………………………….….….25
2.2.2 Geología Estructural Local…………………………………………..26
2.2.3 Hidrogeología……………………………………………………….….29
A) Drenaje de Mina…………………………………………………..…29
B) Nivel Piezométrico………………………………………………..…31
2.3 Mineralización Del Depósito………………………………………….……..33
2.3.1 Mineralización De Cobre………………………………………..……33
2.3.1.1 Zona Lixiviada……………………………………………….…34
2.3.1.2 Zona de Oxidos………………………………………………...34
2.3.1.3 Zona Enriquecida………………………………………………35
2.3.1.4 Zona Transicional……………………………………………...36
2.3.1.5 Zona Primaria…………………………………………………..36
2.3.2 Mineralización De Molibdeno……………………………………..…37
v
2.3.3 Alteración……………………………………………………..……..….38
A) Alteración Potásica……………………………………………….…42
B) Alteración Propílica………………………………………………….42
C) Alteración Fílica……………………………………………………...42
D) Alteración Fílica-Potásica…………………………………………..43
E) Alteración Fílica Propílica…………………………………………..43
F) Alteración Argílica Fílica…………………………………………….43
G) Alteración Argílica…………………………………………………...43
2.4 Modelo Geomecánico ...……………………………………………………..44
2.4.1 Dominios Estructurales…………………………………..............….45
2.4.1.1 Dominio Estructural 1…………………………………...……..46
2.4.1.2 Dominio Estructural 2……………………………………….…46
2.4.1.3 Dominio Estructural 3……………………………………….…46
2.4.1.4 Dominio Estructural 4………………………………………….46
2.4.1.5 Dominio Estructural 5……………………………………….....47
2.4.1.6 Dominio Estructural 6………………………………………….47
2.4.1.7 Dominio Estructural 7………………………………………….47
2.4.1.8 Dominio Estructural 8………………..…………………….…..48
2.4.1.9 Dominio Estructural 9……………………………………….…48
2.4.1.10 Dominio Estructural 10…………………………………….…48
2.4.2 Unidades Geotécnicas Básicas………………...……………...…..48
2.4.3 Modelo Geotécnico de Bloques…………………………………....51
2.4.4 Modelo de RQD – ROCK QUALITY DESIGNATION……….…….52
2.4.5 Modelo de Dureza (RESISTENCIA)……………………………......54
2.4.6 Modelo de RMRB – ROCK MASS RATING (BIENIAWSKI,
1989………………….……………………………………………….….55
2.4.7 Modelo de GSI 2013 – GEOLOGICAL STRENGTH INDEX (HOEK ET
AL., 2013)………………………………………..……….………..57
2.5 Técnicas de Análisis de Estabilidad………………………………………58
2.5.1 Introducción…………………………………………………...………....58
2.5.2 Método Ordinario de Fellenius…………………..…………………....62
2.5.3 Método Simplificado de Bishop…………………………..…………....63
2.5.4 Método de Janbu………………………………………………………..65
CAPITULO III: MATERIALES DE ESTUDIO…………………………………...66
3.1 Introducción…………………………………………………...………………...66
3.2 Tajo Cuajone…………………………………………………………...……….66
3.3 Deslizamiento…………………………………………………………………...67
3.4 Instrumentación………………………………………………….……………..68
3.5 Tema de Análisis…………………….……………………………..…………..71
CAPITULO IV: METODOLOGÍA DE LA INVESTIGACIÓN…………………...73
4.1 Nivel de Investigación……………………………………….………..............73
4.2 Diseño de la Investigación……….…………………………….....…………..73
4.3 Población de la Investigación…………………………………......................73
4.4 Desarrollo de la Investigación ………………………………………………..74
CAPÍTULO V: ESTABILIDAD DEL TALUD SUR-OESTE DEL TAJO
CUAJONE………………………………………………………....75
5.1 Introducción………………………………………………..……………….....75
5.2 Registro de información IN-SITU………………………………..…………76
5.2.1 Levantamiento Topográfico………………………………………..…..76
5.2.2 Levantamiento Geológico……………………………………………...77
5.2.3 Levantamiento de la zona inestable…………………………………..78
5.3 Geotecnia de la Zona de Estudio…………………………….…………….79
5.3.1 Litologia………………………………………………………………......79
5.3.2 Caracterización Estructural…………………………..………………...80
5.3.2.1. Análisis Cinemático Estructural de la zona de estudio……83
5.3.2.1.1. Inestabilidad Tipo Cuña…………………………..83
5.3.2.1.2. Inestabilidad Tipo Planar…………………………84
5.3.2.1.3. Inestabilidad Tipo Toppling………………………85
5.3.3 Caracterización Geotécnica…………...…………………………….…86
5.3.3.1 Determinación de la UGB de la zona………………………..86
5.3.3.2 Determinación de RQD………………………………………..86
5.3.3.3 Determinación de UCS…………………….……………….....87
5.3.3.4 Determinación de JC………………….……………………….88
5.3.3.5 Determinación de RMRb’89………….………………….……..88
5.3.3.6 Determinación de GSI2013……………………………….…….89
5.4 Estimación de Propiedades de roca intacta y macizo
rocoso……………………………………………………………………….….90
5.4.1. Roca Intacta…………………………………………………………….90
5.4.2. Macizo Rocoso………………………………………………………….92
5.5 Niveles Piezométricos de la Zona…………………………………………96
5.6 Factores Dinámicos Considerados……………………..………………...96
5.6.1 Aceleración Máxima……………………………………………………96
5.6.2 Coeficiente Sísmico…………………………………………….………98
5.7 Descripción de la Zona Inestable D45 / D47…..............…………….…98
5.7.1 Secciones Geotécnicas………………………………………………..99
5.7.2 Control estructural………………..……………………………..……..101
vi
vii
5.7.3 Tipo de Ruptura………………………………………………….…….102
5.8 Análisis de Estabilidad…………………………………………….………103
5.8.1 Introducción…………………………………………………….………103
5.8.2 Criterios de Aceptabilidad…………………………………..………...104
A. Criterio de Aceptabilidad (CA)……………………………….…..104
B. Factor de Seguridad (FS)…………………………..…………….104
C. Falla de un talud minero……………………………..…………..104
D. Probabilidad de Falla (PA)……………………………….………105
5.8.3 Procedimiento del Análisis de Estabilidad…………………….....…105
5.8.4 Resultados e Interpretación del Análisis de
estabilidad……………………………………………………………...110
5.8.5 Análisis de Slide…………………………………….…………………111
5.8.5.1 Sección A-A’………………………………..…………………111
5.8.5.1.1 Evaluación Inicial………………………………….111
5.8.5.1.2 Evaluación Actual con descarga………….……..112
5.8.5.2 Sección B-B’…………………………………………………..113
5.8.5.2.1 Evaluación Inicial………………………………….113
5.8.5.2.2 Evaluación Actual con descarga………….……..114
5.9 Instrumentación Geotécnica………………………………...………….…115
5.9.1. Interpretación de resultados de la zona 45 / D47………………....116
5.10 Planeamiento………………………………………………………….……118
5.10.1. Plan de Estabilización de la Zona…….………….……………….118
5.10.2. Plan de Contingencia………………………….…….………….....120
CAPÍTULO VI: ANÁLISIS Y DISCUSIÓN DE RESULTADOS………………125
6.1 Levantamiento geológico de superficie………………………………...…..126
6.2 Levantamiento Topográfico……………………….……………………….127
6.3 Determinación de Parámetros y Dimensionamiento………………….…..128
6.4 Elaboración de Perfiles Geológicos………………………..……….…..…..129
6.4.1 Perfil geológico A-A´…………………………………………….…….130
6.4.2 Perfil geológico B-B´……………………………………………..……130
6.5 Estimación de Material Desplazado………………………….…....……….131
6.6 Importancia de la Instrumentación Geotécnica…………………..………..131
CONCLUSIONES……………………………………………………………...….133
RECOMENDACIONES…………………………………………………………...134
REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS………………………………………..…..135
viii
LISTA DE FIGURAS Y MAPAS
Mapa 1.1: Mapa de ubicación de la mina Cuajone – Moquegua – Perú
Figura 2.1: Geología regional de Cuajone.
Figura 2.2: Columna estratigráfica regional de Cuajone.
Mapa 2.1: Plano estructural regional de Cuajone
Figura 2.3: Columna estratigráfica local de Cuajone (Detalle de los Volcánicos
Post-minerales).
Figura 2.4: Columna estratigráfica local de Cuajone (Detalla del Pre-mineral e
Intrusivos).
Figura 2.5: Modelo Litológico 3D– 43 Unidades litológicas
Figura 2.6: Geología estructural local.
Figura 2.7: Sistema de Fallas Distrital. Viña Blanca y Botiflaca.
Figura 2.8: Sistema de Bombeo del Tajo Cuajone
Figura 2.9: Superficie Piezométrica y direcciones de Flujo del Tajo
Figura 2.10: Mineralización Reservas Minables y Cut Off. Concha O. (1999).
Figura 2.11: Distribución de la mineralización de Cu y Mo – Tajo actual de la Mina
Cuajone. Concha O. (1999).
Figura 2.12: Plano superficial de Alteraciones en Cuajone
Figura 2.13: Sección esquemática de Alteraciones en Cuajone.
Figura 2.14: Metodología de caracterización y mapeo de taludes.
Figura 2.15: Delimitación de Dominios Estructurales.
Figura 2.16: Resultado de las UGB’s.
Figura 2.17: Modelo de UGB’s
Figura 2.18: Metodología de caracterización y mapeo de taludes.
Figura 2.19: Plano de Modelo de RQD
Figura 2.20: Plano de Modelo de UCS
Figura 2.21: Plano de modelo de bloques del RMRb (Bieniawski, 1989)
Figura 2.22: Plano de modelo de bloques del GSI (Hoek et al., 2013)
Figura 2.23: Fuerzas actuantes en las dovelas por el método ordinario de
Fellenius (Modificado de González de Vallejo, 2002).
Figura 2.24: Fuerzas actuantes en las dovelas por el método de Bishop
Simplificado (Modificado de González de Vallejo, 2002).
Figura 2.25: Tanteo con diversos círculos y obtención del Fs mínimo
correspondiente a un talud (Modificado de González de Vallejo,
2002).
Figura 3.1: Vista del Software MSR HMI versión 10.0 Rev3. Radar 059
Figura 3.2: Vista del Software MSR HMI versión 10.0 Rev3. Radar 103
Figura 4.1: Flujograma de las actividades desarrolladas.
Figura 5.1: Levantamiento con I-Site de la zona
Figura 5.2: Dimensiones de los movimientos en masa de acuerdo a la IAEG
(Modificado de Rico A. y Del Castillo H., 2009).
Figura 5.3: Plano geológico de la zona de estudio.
Figura 5.4: Histogramas parámetro RQD
Figura 5.5: Histogramas parámetro UCS
Figura 5.6: Histogramas parámetro JC
Figura 5.7: Histogramas parámetro RMR
Figura 5.8: Histogramas parámetro GSI
Figura 5.9: Clasificación de la roca intacta para la Riolita porfiritica (UGB-4),
propuesta por Deere & Miller (1966).
Figura 5.10: Envolvente de ruptura de la Riolita Porfirítica (UGB-4)
Figura 5.11: Envolvente de falla de tipo No Lineal y Mohr-Coulomb. Estructuras
con relleno de Arcilla.
Figura 5.12: Plano geotécnico con los componentes de la zona D45 y D47.
Figura 5.13: Sección A-A’, mirando al Oeste, con la influencia de inestabilidad
desde el nivel 3,515 al 3,415, controlado por una falla principal sub-
paralela al Angulo interrampa.
ix
x
Figura 5.14: Sección B-B’, mirando al Oeste, con la influencia de inestabilidad
desde el nivel 3,535 al 3,415, controlado por una falla principal sub-
paralela al Angulo interrampa.
Figura 5.15: Modelamiento de la falla principal que ha generado la inestabilidad
de la zona en color de superficie azul, en amarillo se representa la
zona deformada.
Figura 5.16: Esquema que muestra el concepto de Resistencia Anisotrópica
Direccional en un macizo rocoso.
Figura 5.17: Esquema que muestra la influencia de los coeficientes de los
parámetros considerados para el cálculo del Factor de Seguridad.
Figura 5.18: Fmax,t(a) representa la probabilidad de que una aceleración dada A0
no sea excedida en 10, 30, 50 ó 100 años. Ej. A0 = 410 (cm/s2)
representa una aceleración con 10% de probabilidad de ser excedida
en 50 años.
Figura 5.19: Zona de eliminación de material inestable para mejorar la estabilidad
Figura 5.20: Sección A-A’-Inicial, Condición estática: FOS 1.559
Figura 5.21: Sección A-A’-Inicial, Condición seudo-estática: FOS 1.393
Figura 5.22: Sección A-A’-Actual, Condición estática: FOS 1.312
Figura 5.23: Sección A-A’-Actual, Condición seudo-estática: FOS 1.198
Figura 5.24: Sección B-B’-Inicial Condición estática: FOS 1.529
Figura 5.25: Sección B-B’-Inicial Condición seudo-estática: FOS 1.362
Figura 5.26: Sección B-B’-Actual Condición estática: FOS 1.396
Figura 5.27: Sección B-B’-Actual Condición seudo-estática: FOS 1.151
Figura 5.28: Modelamiento de la zona Inestable.
Figura 5.29: Modelamiento del Material descargado
Figura 5.30: Dimensionamiento de la zona inestable
Figura 5.31: Rediseño Geotecnico
Figura 5.32: Rediseño de Rampa
Figura 5.33: Recuperación de diseño por banco doble
Figura 6.1: Material Descargado (03 bancos de Corona)
xi
Figura 6.2: Levantamiento Topográfico del Deslizamiento
Figura 6.3: Dimensiones de los movimientos en masa según la IAEG (Modificado
de Rico A. y Del Castillo H., 2005).
Figura 6.4: Sección A-A’
Figura 6.5: Sección B-B’
Figura 6.6: Estimación de material desplazado
xii
LISTA DE TABLAS
Tabla 2.1: Incidencia por Roca
Tabla 2.2: Unidades Geotécnicas Básicas de Tajo.
Tabla 2.3: Clases de RQD
Tabla 2.4: Clases de UCS
Tabla 2.5: Plano de Modelo de RMR básico (Bieniawski, 1989)
Tabla 2.6: Clases de GSI (Hoek et al. 2013) Figura 500: Plano de modelo de
bloques del GSI (Hoek et al., 2013)
Tabla 5.1: Resumen de las características de las fallas principales y menores del
Dominio 6 – UGB-4
Tabla 5.2: Resumen de las características de las discontinuidades del Dominio 6 -
UGB-4
Tabla 5.3: Sistemas Estructurales que condicionan la inestabilidad: Tipo Cuña-
JP12A-FS6A / JS3A-FS6A
Tabla 5.4: Sistemas Estructurales que condicionan la inestabilidad: Tipo Planar-
JP12A
Tabla 5.5: Sistemas Estructurales que condicionan la inestabilidad: Tipo Toppling:
NINGUNO
Tabla 5.6: Ensayos de Laboratorio y Propiedades de la Roca Intacta – UGB-4
Tabla 5.7: Ensayos de Laboratorio y Propiedades de la Roca Intacta – UGB-4
Tabla 5.8: Envolvente de ruptura para el macizo rocoso de la Riolita porfirítica –
UGB-4
Tabla 5.9: Propiedades Resitentes de Estructuras
Tabla 5.10: Criterios de Aceptabilidad (tomado de Read & Stacey, 2009).
Tabla 5.11: Valores de Coeficiente Sísmico para Análisis Pseudo-Estático
Tabla 5.12: Resumen de los resultados del análisis de estabilidad
Tabla 5.13: Levantamiento Topográfico del Deslizamiento Sur-Oeste
Tabla 6.1: Factores de seguridad Obtenidos
Tabla 6.2: Levantamiento Topográfico del deslizamiento Sur-Oeste
xiii
LISTA DE FOTOS
Foto 1.1: Zona de estudio, Talud Sur-Oeste.
Foto 2.1: Sistema de Bombeo del Fondo de Mina.
Foto 3.1: Ubicación del Radar 059 ubicado en el Talud Este (539067.2, 86106.6,
3504.0), monitorea el flanco Este y Sur. Fase 6A, Fase 5 y Fase 8 Este.
Foto 3.2: Ubicación del Radar 103, ubicado en el Talud Sur Oeste (539493.1,
84601.9, 3776.9), monitorea el flanco Sur. Fase 8 y Fase 6B2
Foto 3.3: Ubicación de la Cámara CCTV móvil 001.
Foto 3.4: Vista desde la cámara CCTV, hacia la zona de interés, para la
observación de eventos de inestabilidad, se registra monitoreos con
rutinas Vanguard.
Foto 5.1: Vista panorámica del flanco Sur-Oeste del Tajo.
Foto 5.2: Vista hacia el SE de la coronación de la zona inestable
Foto 5.3: Vista del sistema de monitoreo, al fondo se encuéntrala zona de estudio.
Foto 5.4: Tractores Removiendo el material de la corona.
Foto 5.5: Desquinche y bloqueo con muro de seguridad.
Foto 6.1: Escarpe izquierdo generado por el deslizamiento.
Foto 6.2: Escarpe derecho generado por el deslizamiento.
xiv
LISTA DE GRAFICOS
Grafico 5.1: Estereograma de polos de las fallas del Dominio 6 – UGB-4
Grafico 5.2: Estereograma de polos de las discontinuidades del Dominio 6 – UGB-
4
Grafico 5.3: Gráfico de reporte del sistema radar, hacia la parte inferior se
detalla los gráficos de tendencia.
Grafico 5.4: Gráfico de reporte del sistema radar, en el momento del proceso de
dislocamiento de la masa rocosa.
Grafico 6.1: Representación de Monitoreo con Radares
xv
ANEXOS
ANEXO 1: PLANO GEOLOGICO DE CUAJONE.
ANEXO 2: PLANO ESTRUCTURAL DE CUAJONE.
xvi
1
CAPITULO I
INTRODUCCION
Los procesos geodinámicos que afectan a la superficie terrestre dan lugar a
movimientos del terreno de diversas características, magnitudes y velocidades,
siendo más frecuentes los deslizamientos, llegando a constituir riesgos geológicos
potenciales que causan daños económicos y sociales afectando las actividades y
obras humanas.
Un estudio geotécnico de estos procesos es el resultado de los trabajos de
inspección y caracterización del macizo rocoso afectado, logrando conocer el
comportamiento del terreno ante la influencia del mismo.
El modo de entender estos fenómenos naturales es mediante el estudio de las
deformaciones que se reflejan en la liberación de tensiones con la aparición de
grietas tensionales y/o compresionales, según sea el caso, sus características,
tipos, mecanismos de rotura, factores de control estructural y de su causa natural
o de diseño; el cuál trata este análisis que será desarrollado en el presente estudio
con referencia al talud del sector Sur-Oeste del tajo Cuajone, generando métodos
y procedimientos aplicables para su corrección; logrando el objetivo de la
operación, reflejado en su cumplimiento el de cumplir con el plan de explotación y
producción ya establecido.
2
1.1. UBICACIÓN
La mina a tajo abierto de Cuajone en Moquegua-Perú, es un depósito tipo
Pórfido de Cobre y Molibdeno de categoría mundial y pertenece a la franja
metalogenética de pórfidos del Paleoceno. Se encuentra ubicada en el
flanco Occidental de los Andes del Sur del Perú entre los 2,950 y 3,880
m.s.n.m., aproximadamente a 45 Km al NE de la cuidad de Moquegua,
Distrito de Torata, Provincia de Mariscal Nieto, Departamento de Moquegua.
La ubicación Geográfica del área de la unidad minera Cuajone está en
Latitud Sur 17°02’, Longitud Oeste 70°42’, representada por las coordenadas
UTM: 317,685E–8’117,350N y 319,515E–8’115,815N. Zona 19, Banda K
(Datum WGS-84) perteneciente a la carta Topográfica Nacional 35-u
correspondientes al Cuadrángulo de Moquegua (Boletín N° 015 Serie A-
INGEMMET). Ver Mapa 1.1
1.2 ACCESIBILIDAD
Para acceder a la Mina Cuajone se puede realizar por vía terrestre:
Moquegua-Mina Cuajone : Aprox. 45min (30km).
Tacna-Mina Cuajone : Aprox.5Hrs (189 Km).
Arequipa-Mina Cuajone : Aprox. 4.5Hrs (257 Km).
Lima-Mina Cuajone : Aprox.19 Hrs (1146 Km).
3
Mapa 1.1: Ubicación de la mina Cuajone – Moquegua – Perú
(Fuente: Geología SPCC)
MINA CUAJONE
DEPARTAMENTO
DE
MOQUEGUA
MINA CUAJONE
Dpto.: MOQUEGUA
Provincia: MARISCAL
NIETO
Distrito: TORATA
Latitud: 17º02’S
Longitud: 70º42’W
2,950 – 3,880 msnm
70° 71°
71°
17°
18°
16°
18°
17°
4
1.3 CLIMA
Mina Cuajone se caracteriza por tener un clima semiárido, dominado por la
zona climática del Altiplano Occidental, con un período húmedo y lluvioso
restringido a los meses de verano (diciembre a marzo) y generalmente seco el
resto del año.
Para caracterizar el comportamiento climático en la zona de estudio, se
utilizaron registros de 2 estaciones meteorológicas que se encuentran en la
zona de estudio: Apacheta Titijones y Mina Cuajone.
Según el promedio de los registros mensuales de la estación Mina Cuajone,
los meses más lluviosos son enero y febrero.
1.4 JUSTIFICACION
Los trabajos de explotación de la mina Cuajone se llevan a cabo cumpliendo
los objetivos establecidos, la explotación de mineral se realiza sobre la base
de la planificación cuya directriz principal es el uso selectivo de reservas
minerales con la mínima generación posible de pérdidas de tiempo,
operaciones e impactos ambientales, pero a su vez esta planificación se ha
visto afectada por la presencia de riesgos geológicos como los deslizamientos
o cuñas en niveles superiores.
La necesidad de un estudio geotécnico del talud Sur-Oeste, incidirá en las
causas y soluciones para este fenómeno, ya que mediante su análisis e
interpretación se podrán establecer los procedimientos a seguir con la
operación y minado de niveles inferiores, logrando los objetivos y el beneficio
de la producción.
5
Foto 1.1: Zona de Estudio, Talud Sur-Oeste
1.5 FORMULACIÓN DEL PROBLEMA
1.5.1 Definición del Problema
Inestabilidad física del talud SO del Tajo Cuajone.
1.5.2 Formulación del Problema
PROBLEMA CAUSAS EFECTO
¿A qué se debe la inestabilidad y deslizamientos en el lado Sur-Oeste del tajo Cuajone?
Estado del Macizo Rocoso. Fallas que se intersectan formando cuñas.
Conocer el factor de seguridad y dimensionamiento geotécnico de la zona inestable. Medidas de control, planeamiento y estabilización.
1.6 ALCANCE Y LIMITACIONES
6
1.6.1 Alcances
Tener una clara evaluación del análisis retrospectivo, soluciones para el
deslizamiento del lado Sur- Oeste del tajo, ya que mediante su análisis
e interpretación se podrán establecer planeamientos, medidas de
control, para continuar con la operación, y minado de niveles inferiores.
1.6.2 Limitaciones
Ninguna, se facilita todo tipo de información por parte de la empresa
Southern Perú.
1.7 VARIABLES E INDICADORES
1.7.1 Independientes
Conocimiento del Macizo Rocoso y definición con modelamiento de la
superficie estructural presente que ha originado el problema.
1.7.2 Dependientes
Evaluación de la estabilidad física de la zona para indicar la seguridad y
producción del plan de minado de la fase correspondiente
1.7.3 Indicadores
Relación del plan de minado de acuerdo a la zona inestable y cantidad
de material vulnerable a posible colapso, si no se realiza un plan de
contingencia que permita estabilizar y/o aislar la zona en estudio.
1.8 OBJETIVOS
1.8.1 General
7
Realizar el Análisis Retrospectivo y Estabilidad del Talud Sur-Oeste,
para así determinar el tipo y causas de inestabilidad y garantizar un
plan de minado.
1.8.2 Específicos
1. Conocer la Causa-Efecto de la Inestabilidad de la Zona.
2. Realizar la Caracterización Geotécnica de la Zona inestable.
3. Realizar el Análisis de la Estabilidad de taludes en la Zona.
4. Proponer Medidas de Control y Planeamiento.
5. Obtener, mediante la presentación y sustentación de la presente
tesis, el Título Profesional de Ingeniero Geólogo.
1.9 HIPOTESIS
El análisis retrospectivo de Estabilidad de Taludes permite un mejor control
Geotécnico.
8
CAPÍTULO II
MARCO TEÓRICO
2.1 GEOLOGIA REGIONAL
En el área de estudio el afloramiento de las rocas a nivel regional son: En el
Jurásico (Volcánicos Chocolate) que afloran cerca al puerto de Ilo en la
Cadena de la Costa, en el Cretáceo Superior - Paleoceno (Grupo
Toquepala) que aflora una parte en la Mina Cuajone y mayormente se
extiende en el flanco andino, del cretáceo superior al eoceno-paleoceno
(Rocas intrusivas del Batolito de la Costa Segmento Toquepala) afloran en la
mina Cuajone del flanco andino y entre la cadena de la costa y llanura
costanera, en el oligoceno superior al mioceno inferior.
Las secuencia regional vulcano-sedimentarias más antígua son de los
volcánicos del Grupo Toquepala (Cretácea Sup. – Terciario inferior),
constituidos por aglomerados y piroclastos marrón rojizo, violáceo a gris
verdoso, cuyas composiciones varían desde andesíticas, dacitas, traquitas y
riolitas, con intercalaciones locales de sedimentos clásticos y conglomerados
con más de 3,000 m de espesor las cuales afloran a lo largo del Flanco
Andino. Este grupo está comprendido por diversas formaciones tales como:
Quellaveco, Paralaque, Inogoya y Toquepala. Sobreyaciendo con fuertes
discordancias, se tiene la Formación Moquegua (Oligoceno-Mioceno) con un
espesor de 500 a 600 m constituido por clastos de deposición continental,
9
este grupo cubre la mayor extensión de la zona meridional del cuadrángulo de
Moquegua, está comprendido por dos formaciones: Moquegua Inferior y
Moquegua Superior. (La Formación Moquegua) formado por clastos
continentales afloran en toda la Llanura Costanera, en el Mioceno Inferior al
Mioceno Superior (Volcánicos Huaylillas y Volcánicos Chuntacala) afloran en
la Mina Cuajone, en el Plioceno (Volcánicos Barroso) afloran en los Conos
Volcánicos. En el Holoceno Pleistoceno (depósitos glaciares aluviales y
coluviales).
La Formación Huaylillas (Mioceno-Plioceno) sobreyace en forma discordante
al Grupo Toquepala y Formación Moquegua, compuesta principalmente de
una serie piroclástica tobácea y flujos riolíticos. Está representada en el flanco
10
andino con formas de cuerpos remanentes en fase de erosión. (BELLIDO
1979). Ver figura 2.1
Figura 2.1: Geología regional de Cuajone. (Fuente:Geologia SPCC)
2.1.1 UNIDADES LITOESTRATIGRAFICAS
2.1.1.1. Formación Chocolate (Ju-Cho)
Aflora principalmente en la Cordillera de la Costa y se presenta
como una alternancia de derrames de brechas y tufos con capas de
calizas marrones. Esta formación pertenece al Liásico del Jurásico y
está datado entre 150 y 190 MA de antigüedad.
2.1.1.2. Grupo Toquepala (Cr.Sup-Toq.): Viene a ser el basamento de las
rocas presentes en el área y están mayormente compuestos por
rocas volcánicas con algunas intercalaciones de clastos gruesos. Se
le asigna una edad de 34 a 100 MA (Cretáceo Superior al
Plioceno).
1. Formación Toquepala (Fm.Toq): Está constituido en la parte
inferior por una secuencia de derrames, brechas de flujo y
piroclásticos de composición andesítica, dacítica y riolítica. En su
parte media se presentan bancos de conglomerados y
areniscas. En la parte superior se tiene derrames y brechas de
flujos riolíticos y aglomerados.
2. Formación Inoyoga (Fm.In): Está formado por una
intercalación de conglomerados y areniscas gruesas. Los
conglomerados son gruesos, compuestos de clastos volcánicos
en una matriz areno-tufácea, los clastos disminuyen en tamaño
hacia los niveles superiores. Sobreyace discordantemente a la
Formación Toquepala
2.1.1.3 Volcánico Paralaque (Cret.Sup-Par) : Está compuesto
mayormente por derrames de dacitas, riolitas, andesitas,
11
piroclásticos y conglomerados en los niveles superiores. Sobreyace
discordantemente a la Formación Inogoya
2.1.1.4 Volcánico Quellaveco (Pal-Que) : Sobreyace discordantemente al
Volcánico Paralaque y está constituido por varios miembros:
1. Pórfido Quellaveco (RP): Consiste de flujos macizos de riolitas
con granos gruesos de cuarzo redondeados y ortosas
mayormente blanquesinas en una matriz fina. En la zona de
Cuajone se le conoce con el nombre de Riolita Porfirítica,
mientras que en la zona de Toquepala se le conoce como
Cuarzo Quellaveco (QQ).
2. Dolerita Toquepala (TD): Está constituida por una dolerita basal
en discordancia con el Pórfido Quellaveco cuyas características
más saltantes son las rocas de grano fino de color gris oscuro a
parduscas en algunos sectores.
3. Pórfido cuarcífero Toquepala (TQ): Sobreyace a la dolerita con
discordancia erosional, presenta una textura porfirítica con
granos gruesos de cuarzo redondeados a subredondeados en
una matriz afanítica silícea.
4. Andesita Toquepala (TA): Sobreyace discordantemente
también al Pórfido Cuarcifero Toquepala, presenta una
coloración gris verdosa a negra y tiene una textura fina.
5. Riolita Toquepala (TR): Sobreyace discordantemente a la
Andesita Toquepala, se presenta mayormente bandeada con
pequeños lentes de feldespatos. Es de color gris claro violáceo.
6. Serie alta (AS): Es una secuencia de flujos volcánicos
compuestos en su parte inferior por riolitas rosáceas
ocasionalmente brechoides con textura porfirítica de feldespatos
y cuarzos subredondeados en una matriz fina, también se tiene
la presencia de flujos andesíticos brechoides de colores
negruscos verdosos a marrones con textura porfirítica
12
intercalados con brechas de flujo y conglomerados. En los
niveles más recientes se encuentran flujos riolíticos rosáceos
conglomerados y piroclásticos.
7. Riolita Yarito (YR): La riolita es de color claro rosácea y
violácea. Presenta una textura porfirítica con fenos de
feldespatos de hasta 0.5 cm. generalmente caolinizados.
Tambien se presentan algunas hornblendas alteradas. La matriz
es microgranular a afanítica
8. Riolita Tinajones (TR): Aflora en las cercanías de Cuajone,
presenta una coloración rosado claro, grisácea y blanco
amarillenta. Presenta una textura porfirítica y su ocurrencia es en
bancos medianos a gruesos. Se puede observar granos de
cuarzo angulares a redondeados, feldespatos y micas en una
matriz microcristalina a afanitica. Sobreyace en discordancia a la
Serie Alta.
9. Rocas intrusivas: En el área afloran rocas Intrusivas
conformadas por dioritas, granodioritas, granitos, monzonitas
cuarcíferas, latitas, dacitas, chimeneas de brecha y diques de
diferentes dimensiones conformando pequeños apófices y
grandes stocks que atraviesan las rocas pertenecientes al Grupo
Toquepala. Las edades de estos intrusivos varían del cretáceo
superior al terciario inferior a medio (37 a 100 MA). Los
intrusivos que se presentaron entre 50 y 60 MA de antigüedad
son los que mayormente han traído la mineralización tal y como
se puede comprobar en los yacimientos de cobre de Toquepala,
Quellaveco, Cuajone y Cerro Verde mayormente asociados a
cuerpos intrusivos ácidos a intermedios de dacitas, monzonitas y
latitas que vienen a conformar una faja mineralizada dentro de la
Sub Provincia Cuprífera del Pacífico en el flanco occidental de
los Andes del Sur del Perú que se correlacionan con los
depósitos de cobre del Norte de Chile.
13
El origen se le atribuye a la Tectónica de Placas en donde la
placa subductora del Pacífico Oriental en contacto con la placa
Continental a lo largo de la zona de Benioff, generó una fusión
parcial de la corteza oceánica en algunos casos rica
principalmente en minerales de cobre, que se introdujeron a la
corteza a través de zonas de debilidad como fallas, fisuras y
brechas.
Las rocas encajonantes o receptoras de los intrusivos pertenecen
al Grupo Toquepala.
2.1.1.5 Formación Moquegua (Mio.Inf-Moq)
Se depositó en la depresión tectónica formada entre los cerros de la
Cadena Costanera y el pie del Frente Andino. Sobreyace
discordantemente en forma parcial al Grupo Toquepala y a los
intrusivos de la Cadena Costanera y del Batolito del Sur del Perú.
Su origen se le atribuye a un prolongado período de erosión en el
Terciario (Oligoceno a Mioceno Inferior).
Las rocas continentales fueron erosionadas y depositadas formando
arcillas, areniscas, conglomerados, areniscas tufáceas y tobas que
vienen a constituir en gran parte lo que geomorfológicamente se
denomina la Llanura Costanera con una topografía de relieve
suavizado. La Formación Moquegua ha sido subdividida en
Moquegua inferior y superior.
1. Moquegua Inferior: Compuesta principalmente por areniscas
arcósicas a tufáceas interestratificadas con areniscas arcillosas y
arcillas. Toda esta secuencia presenta capas y venillas de yeso.
2. Moquegua Superior: Presenta una secuencia areno
conglomerádica intercalada con tufos redepositados, areniscas y
arcillas. Sobreyace al Moquegua Inferior con discordancia débil.
14
Los clastos de los conglomerados son mayormente redondeados
y de una composición volcánica casi íntegramente compuesta
por rocas del Grupo Toquepala.
2.1.1.6 Formación Huaylillas (Mio-Hu)
Es una secuencia volcánica de tufos y flujos lávicos de colores
blancos rosáceos que se presentan generalmente en las cumbres
de los cerros a manera de lenguas sobre rocas del Grupo
Toquepala y Formación Moquegua en discordancia paralela.
Consiste de tufos dacíticos, riolíticos y traquíticos compuestos de
feldespatos, micas, escasas hornblendas y fragmentos de pómez.
La textura varía de tufos de grano grueso, poroso, blando y friable a
flujos o derrames compactos, macizos, duros y silicificados.
Presentan bandeamientos de flujo y en algunos horizontes son
vesiculares. Se le asigna una edad de 17 a 22.8 MA (Mioceno
inferior a medio).
2.1.1.7 Formación Chuntacala (Mio-Ch)
Es una secuencia de tobas, aglomerados de colores, rosáceos y
marrones cuyos Miembros se encuentran en unos casos en forma
gradacional y en otros en discordancia erosional atribuidos a
levantamientos y erosiones sucesivas intraformacionales.
La secuencia empieza con el Conglomerado Basal, luego se tiene la
Toba Cristal, Toba Inferior, Aglomerado Inferior, Toba Superior,
Aglomerado Superior, finalmente en las cumbres Andesita
Porfirítica. Se le asigna una edad de 9 a 14 MA (Mioceno medio a
superior).
2.1.1.8 Formación Capillune (Plio-Cap)
15
Es una sucesión de conglomerados, areniscas, arcillas y tufos que
sobreyacen discordantemente a la Formación Huaylillas y
Formación Chuntacala. Se les atribuye una edad Pliocénica
superior. Por la naturaleza de los sedimentos se ha determinado su
depositación en un ambiente continental lacustre por medio de
fuertes corrientes de corto recorrido.
2.1.1.9 Formación Barroso (Plio-Bar)
Serie de rocas y derrames volcánicos compuestos de andesitas,
traquitas, y traquiandesitas intercaladas con brechas de flujo,
piroclásticos y aglomerados. Conforman principalmente la Cadena
de Conos Volcánicos.
Sobreyace en discordancia paralela a la Formación Capillune. Se le
asigna una edad Terciario Superior- Cuaternario (Plioceno-
Pleistoceno).
2.1.1.10 Depósitos Cuaternarios
Principalmente en los lechos de los ríos, quebradas y laderas de
cerros; se han depositado morrenas, aluviales y coluviales de
variada composición y tamaño.
16
Figura 2.2: Columna estratigráfica regional de Cuajone. (Fuente: Geotecnia-SPCC)
17
2.1.2 GEOLOGIA ESTRUCTURAL REGIONAL
Regionalmente, la tendencia estructural en el Sur del Perú es
predominantemente de orientación Noroeste Sureste tal y como se
puede apreciar en la Fosa Oceánica del Pacífico, el Batolito de la Costa,
el Planicie Costeño, el Flanco Occidental de los Andes y las grandes
fallas regionales como es el caso de Incapuquio, Micalaco, Viña Blanca
y Botiflaca. (Bellido, 1979)
En el ámbito de la operación minera Cuajone y sus alrededores se
presentan unidades volcano-sedimentarias con una fuerte deformación
por efecto de la fase Tectónica Andina, a su vez la basculación de las
intrusiones de Stocks y el Batolito de la Costa con una orientación
dominante sensiblemente paralela al litoral peruano, estos factores han
condicionado drásticamente la orientación de las principales estructuras.
Las 4 fallas regionales más importantes que atraviesan la zona de
Cuajone, son:
a) El Sistema de fallas Incapuquio.
Tiene rumbo preferencial entre 290 y 310º y ha sido reconocida
desde el límite de la frontera con Chile, atravieza el Departamento de
Tacna y gran parte de Moquegua en una distancia aproximada de
140 Km. de largo. Tienen hasta 1 Km. de ancho compuesta de rocas
alteradas y trituradas y un buzamiento subvertical. Las fallas son de
tipo transcurrente y han tenido lugar durante el Terciario Inferior
(Wilson y García). El sistema de Fallas Incapuquio, en su recorrido
troza a las rocas volcánicas del Grupo Toquepala y a cuerpos
intrusivos, en algunos tramos yuxtapone ambos tipos de rocas.
18
Mapa 2.1: Geología estructural regional de Cuajone (Fuente: Geotecnia-SPCC)
19
b) Falla Micalaco.
Esta estructura está entre los 6 y 7 Km al Norte de la Falla Incapuquio,
con una tendencia paralela a ésta. La falla ha sido reconocida desde el
paraje de Micalaco, hasta el borde Sur de la operación de Toquepala
con un rumbo aproximada de N 70°W. En su recorrido reconocido
presenta una traza recta y en algunos sitios se ha constatado pequeñas
vetas de Óxidos de Fierro.
Presenta un afloramiento de aproximadamente 21 Km de longitud y llega
a tener potencias de hasta 500 m. estas últimas ubicadas generalmente
en zonas de cizalla, posee un buzamiento sub-vertical y está
mayormente rellenada por cuarzo, turmalina, sulfuros, diques, brechas,
rocas trituradas, ensamble hidrotermal ligera, materiales cizallados y
fracturados
c) Falla Viña Blanca.
Tiene un afloramiento aproximado de 5.5 km. en la Riolita Porfirítica a 3
km. al Este-Sureste de la mina Cuajone. No atraviesa a las rocas
volcánicas postminerales de la Formación Huaylillas, lo cual indica que
su ocurrencia sucedió probablemente en el Terciario Inferior y no ha
tenido reactivaciones posteriores. Tiene una dirección predominante de
N290º y un buzamiento preferencialmente subvertical. Se presenta como
una serie de estructuras paralelas y sinuosas que varían en potencia
hasta 2 m. pero que en conjunto pueden llegar hasta 20 m.
El relleno está conformado por rocas fracturadas, cizalladas, brechas y
fragmentos de rocas de variada composición.
20
d) Falla Botiflaca.
Aflora aproximadamente a 2.5 km. al Suroeste de la mina Cuajone en
forma sinuosa con una longitud de aproximadamente 20 km. cruzando
las quebradas de Cocotea y Torata. Tiene una dirección generalizado
de N280º a N300º y presenta un buzamiento subvertical. La potencia
llega hasta 40 m. (Manrique y Plazoles 1974) y está compuesta por roca
fuertemente fracturada, brechas heterolíticas compuestos por clastos y
fragmentos subangulares a subredondeados. Atravieza rocas
pertenecientes al Grupo Toquepala y por posibles reactivaciones
posteriores también atraviezan rocas postminerales volcánicas
pertenecientes a la Formación Huaylillas.
2.1.3 SISMICIDAD
El Perú se encuentra dentro de un ambiente tectónico activo conocido
como Cinturón del Fuego del Pacífico, donde se registra la mayor
actividad sísmica asociada al proceso de subducción de la Placa de
Nazca bajo la Placa Sudamericana (Bernal y Tavera, 2002). El proceso
de subducción de las placas, ha dado origen a la formación de la
Cordillera de los Andes, que se extiende a lo largo del continente
sudamericano, desde Venezuela hasta el sur de Chile (Tavera y Buforn,
1998).
La Placa de Nazca es una de las placas de mayor velocidad de
desplazamiento en el Mundo, con una velocidad de 66 mm/año
(Angermann et al. 1999), provocando el constante choque con la Placa
Sudamericana, generando esfuerzos y desplazamientos de la corteza
terrestre. La fricción interna entre estas placas genera una gran
acumulación de energía que al liberarse producen movimientos sísmicos
de gran magnitud como las ocurridas el 24 de mayo de 1940 (8,2 Mw), el
17 de octubre de 1966 (8,1 Mw), el 31 de mayo de 1970 (7,9 Mw), el 3
21
de octubre de 1974 (8,1 Mw), el 23 de junio del 2001 (8,4 Mw) y el 15 de
agosto del 2007 (8,0 Mw) produciendo daños considerables en las
estructuras.
La ocurrencia continua de terremotos en el Perú ha permitido conocer e
identificar las características de las fuentes de mayor potencial sísmico.
La primera y más importante se encuentra frente a la línea de la costa,
asociada normalmente a terremotos interplaca e intraplaca.
La segunda fuente sismogénica que puede generar mucho daño está
relacionada con los importantes sistemas de fallas distribuidas en el
interior del continente. En la precordillera de la región Moquegua (17°S)
del sur del Perú, el sistema más conocido y estudiado ha sido el sistema
transpresivo sinestral subvertical Incapuquio-Challaviento de rumbo
NNW-SSE de edad Jurásica-Paleocena que exhumó los intrusivos del
Grupo Cretáceo-Paleoceno de Toquepala (Jacay et al., 2002, Sempere
et al., 2004).
Los últimos grandes terremotos que han afectado el área de estudio
corresponden a los de 1868 y 2001. El 13 de agosto de 1868, un
terremoto destructor de magnitud Mw = 8.8 causó muerte y destrucción
en toda la región sur del Perú y norte de Chile. Este terremoto produjo
una intensidad máxima de IX en la Escala Mercalli Modificada, causando
daños en un área que se extiende desde la ciudad de Ica en el Perú,
hasta Tarapacá en Chile. El terremoto de Junio del 2001, de magnitud
Mw = 8.4, fue clasificado en el momento de su ocurrencia como el sismo
más grande de los últimos 25 años y comprometió una longitud de
ruptura del orden de 300 km a lo largo de la costa sur del Perú, entre
Ocoña e Ilo.
22
2.2 GEOLOGIA LOCAL.
Fisiográficamente, la mina de Cuajone se encuentra en el Flanco Andino
que está constituido por rocas volcánicas y macizos intrusivos que
muestran una topografía abrupta con fuertes pendientes cuyas cumbres
llegan a los 4,000 m.s.n.m. En las partes altas se presenta una topografía
moderadamente ondulada con algunos sectores planos mayormente
cubierto por rocas volcánicas.
El cuerpo mineralizado ha sido parcialmente erosionado en el lado
Noroeste por el río Torata y débilmente erosionado en su parte central
de Este a Oeste en la Quebrada Chuntacala que tributa sus aguas en
épocas de lluvia al río Torata.
Como es el caso de muchos depósitos de Pórfidos de Cu, una intensa
alteración hidrotermal ha destruido parcial y totalmente la textura original
de las rocas caja y la agrupación mineralógica en las rocas pre-mineral e
intrusivas en Cuajone.
La litología que domina el yacimiento está mayormente conformada por
rocas volcánicas que se han depositado a través de los tiempos desde
fines del Cretáceo hasta la actualidad, no se tiene afloramientos de rocas
de mayor antigüedad.
23
Figura 2.3: Columna estratigráfica local de Cuajone (Fuente: Geotecnia-SPCC)
24
Figura 2.4: Columna estratigráfica local de Cuajone (Fuente: Geotecnia-SPCC)
25
2.2.1 LITOLOGÍA.
La litología que predomina en Cuajone está mayormente conformada
por rocas volcánicas que se han ido depositando a través de los
tiempos desde fines del Cretáceo hasta la actualidad. En el área no se
tienen afloramientos de rocas de mayor antigüedad.
En total se tienen 43 tipos de roca, como se muestra en el adjunto
tridimensional.
Figura 2.5: Modelo Litológico 3D– 43 Unidades litológicas
(Fuente: Geotecnia-SPCC
26
2.2.2 GEOLOGIA ESTRUCTURAL LOCAL.
En el transcurso de la operación y desarrollo de Cuajone, se han ido
descubriendo una serie de estructuras principales y secundarias que
han sido mapeadas y con las cuales se puede tener una interpretación
del comportamiento estructural del Yacimiento. Las estructuras de
orientación NO-SE (rumbo azimutal de 130°) dominan completamente
la geología estructural de Cuajone, ésta va relacionada con la tendencia
regional. La Falla Botiflaca y la prolongación de la Falla Viña Blanca
hacia el Noroeste, por debajo de las rocas volcánicas post-minerales,
están conformando un “corredor” con una dirección general hacia el
Noroeste, en donde se encuentra emplazado el cuerpo mineralizado de
Cuajone. La clara evidencia de estas estructuras sugiere un
alineamiento regional en rocas pre-minerales con una tendencia
preferencial hacia el Noroeste. Estas estructuras o zonas de debilidad
tienen su máxima manifestación en el emplazamiento del cuerpo
intrusivo de Latita Porfirítica con una forma elongada hacia el Noroeste.
Con la intrusión de los diferentes pulsos magmáticos de Latita
Porfirítica, se tiene un intenso fracturamiento tipo Stockwork ocasionado
por las enormes presiones ejercidas por el magma intruyente, los
fluidos, gases y/o vapores hidrotermales. Como una superimposición al
Stockwork, ocurrió en Cuajone un intenso fallamiento, fracturamiento y
cizallamiento con una dirección predominante hacia el Noroeste
(Satchwell 1982).
La zona mineralizada del lado SE es estructuralmente muy compleja,
presentando tectónica en bloques causados por la combinación de
fallas NO-SE con otras de tendencia E-O. En la zona de los contactos
entre el Pórfido de Latita y la Andesita Basáltica se encuentran falladas
y brechadas.
27
Varias fallas E-O han sido rellenadas por diques de Latita post-mineral, los
cuales son mineralógicamente de Latita Porfirítica Fresca, la gran mayoría
de estos diques carecen de cuarzo a diferencia de la Latita Porfirítica del
stock mineral. Lo que hace pre suponer que posiblemente no solo
existieron tres pulsos intrusivos como menciona la bibliografía.
Los volcánicos post-minerales presentan un fracturamiento diferente, en el
área de la mina no se ha llegado identificar ninguna estructura mayor
vertical o sub-vertical que supere los 50 m. las cuales no tienen una
dirección preferencial y son irregulares y concoideas En los flujos lávicos
como la Traquita y la Toba Cristal se tienen fracturamientos
preferencialmente sub-horizontales con estructuras rellenadas por material
arcilloso y extensiones superiores a los 50 m. La combinación de estas
fracturas produce bloques rectangulares de variados tamaños. Con
referencia a los conglomerados, aglomerados y tobas, se tiene un
fracturamiento menos intenso pero prevalece la fractura concoidal.
Los contactos entre las rocas pre-minerales se presentan entre
discordancias erosiónales sub-horizontales a excepción de los contactos
con intrusivos. Los contactos entre las rocas intrusivas y pre-minerales se
presentan en algunos casos por fallamiento y en otros son en forma
gradacional por la alteración y generalmente son verticales a sub-
verticales. Los contactos entre las rocas pre-minerales e intrusivas versus
las rocas post-minerales, han sido reconocidas por discordancia erosional
y resultan en algunos casos como un sello sobre las que discurren aguas
sub-superficiales.
28
Figura 2.6: Geología estructural local. (Fuente: Geotecnia-SPCC)
29
Figura 2.7: Sistema de Fallas Distrital. Viña Blanca y Botiflaca.
(Fuente: Geotecnia-SPCC)
2.2.3 HIDROGEOLOGÍA
A) Drenaje de Mina
En la actualidad, el sistema de drenaje de la Mina Cuajone consiste,
principalmente, en control de cauces naturales, construcción de drenes
horizontales y bombeo desde el fono del tajo.
Las aguas que escurren por la quebrada Chuntacala son captadas en el
Surtidor #4 el que es drenado por tubería con un caudal promedio,
según registros desde 2011, del orden de 1.7 l/s. Por otro lado, existen
afloramientos de agua en los taludes Este y Sureste del tajo, los que
son controlados en parte por la instalación de sistemas de drenes
horizontales que controlan parte del flujo. Según registros de aforos,
desde 2011 a la fecha, el caudal drenado desde el Talud Este es en
30
promedio del orden de 2.4 l/s, mientras que el Talud Sureste fue
aforado en 0.2 l/s en diciembre de 2011, lo que ha disminuido hasta la
fecha. Desde el cuerpo de agua estancado que se forma en el fondo del
tajo se ha bombeado con un caudal medio, desde 2011, del orden de
3.5 l/s. Por último, existen filtraciones por los depósitos aluviales del río
Torata (Toratan), aforando desde 2011 con un promedio del orden de
7.7 l/s, el cual también es captado por la Mina, para el control del polvo,
Figura 2.8: Sistema de Bombeo del Tajo Cuajone (Fuente: Geotecnia-SPCC)
31
Foto 2.1: Sistema de bombeo del Fondo de mina, Línea discontinua representan al tendido
de tubería HDPE de 8 pulgadas.
B) Nivel Piezométrico
La Mina Cuajone mantiene una red de monitoreo con mediciones de
niveles piezométricos registrados desde el año 1997 a la fecha. Esta
red está compuesta por una serie de piezómetros, 30 de los cuales se
encuentran en el sector de la Mina Cuajone, incluyendo 10 piezómetros
construidos en las campañas de 1999, 2002, 2008 y 2010, que en este
informe se han denominado piezómetros históricos, y 20 piezómetros
construidos durante la campaña 2012-2013. Es evidente que el nivel de
agua se ha deprimido como consecuencia directa del drenaje producido
durante la excavación del tajo, modificando el flujo subterráneo natural
que existía antes de la existencia de la mina. Actualmente, en el
entorno inmediato del tajo, las direcciones de flujo confluyen hacia el
centro de este, hasta aflorar en la laguna que se forma en su fondo.
Este efecto se disipa aguas arriba y abajo del tajo, donde las
direcciones de flujo tienden a seguir la topografía hasta el río Torata.
32
Figura 2.9: Superficie Piezométrica y Direcciones de Flujo del Tajo (Fuente: Geotecnia-SPCC)
33
2.3 MINERALIZACION DEL DEPÓSITO
2.3.1 MINERALIZACIÓN DE COBRE
El cuerpo mineralizado de cobre de Cuajone (> 0.40 % de Cu) presenta
una mineralización regular, homogénea y tiene una mineralogía simple.
Abarca una extensión de aproximadamente 2,300 m. de longitud por
900 m. de ancho, alongado con una dirección Noroeste Sureste.
Presenta un cuerpo de baja ley en el sector Noroeste central de 550 por
850 m. y otro cuerpo en el sector Sureste central de 200 por 300 m.
En sección vertical la mineralización tiene una forma de embudo y los
valores de leyes decrecen económicamente en el sector Noroeste
aproximadamente en el Nivel 2950, mientras que en el sector Sureste
profundizan hasta el Nivel 2580 en donde todavía se tienen taladros con
mineralización superior a 0.40 % de Cu.
La distribución de roca mineralizada es la siguiente:
Tipo de Roca Porcentaje
Andesita Basáltica
Latita Porfirítica
Riolita Porfirítica
Brechas Mineralizadas
51%
47%
1%
1%
Tabla 2.1: Incidencia por Roca
La diferenciación de las zonas mineralizadas está definida
principalmente por los minerales predominantes que se encuentran en
cada una de ellas y la relación del índice de solubilidad ácida, cianurada
e insoluble. Así tenemos:
34
2.3.1.1 ZONA LIXIVIADA
El origen de la zona lixiviada sobre el depósito se debe a que el cobre
entró en solución por medio del ácido sulfúrico de baja concentración
que se formó por la reacción del agua de lluvia con la pirita (Satchwel
1982).
Ocurre inmediatamente debajo de los volcánicos postminerales en
espesores que varían desde pocos metros en la Andesita Basáltica del
sector Norte del tajo hasta 120 m en el sector Sur de la mina en la
Riolita Porfirítica.
Esta zona está mayormente constituida por limonitas que se presentan
como óxidos e hidróxidos de Fe como la hematita, gohetita y en menor
proporción y esporádicamente jarosita y pirolusita. La intensidad es
variable dependiendo mayormente del fracturamiento de la roca.
2.3.1.2 ZONA DE ÓXIDOS
El proceso de oxidación está relacionado a los componentes del agua
subterránea que generalmente contienen CO2, O2 y algunas veces
yoduros, cloruros y bromuros. Estos compuestos son generadores de
disolventes muy fuertes como el sulfato férrico y el cloruro férrico que
atacan a los minerales formando soluciones sulfatadas {Cu SO4, Fe2
(SO4), Zn SO4} con un PH ligeramente ácido a moderado, algunas
veces alcalino cuando circulan a través de carbonatos y feldespatos.
Los sulfuros expuestos a la acción del medio ambiente, se
descomponen formando óxidos, carbonatos, hidróxidos, silicatos y
soluciones sulfatadas hasta la parte superior de la napa freática.
La oxidación en general es producto de la ocurrencia de ácido sulfúrico,
del pH y Eh de los minerales y de las soluciones meteóricas.
35
La zona de óxidos en Cuajone está prácticamente minada, quedando
únicamente algunos remanentes pequeños en el sector Norte y Sureste
del tajo. Inicialmente esta zona ha sido descrita como una capa tabular
casi horizontal de 15 m. de espesor promedio.
El minado de este tipo de mineralización ha sido depositado en
botaderos especialmente designados para este fin que en estos
momentos se están lixiviando en forma parcial.
Anteriormente parte de este material era enviado a Ilo para ser utilizado
como fundente en la fundición.
Los principales minerales que se presentan en la zona de óxidos son la
Crisocola, Malaquita, Chalcantita, Brocantita, Cuprita, Cu nativo y
Tenorita; cuya ocurrencia se concentra principalmente en fallas y
fracturas y en menor proporción en forma diseminada.
2.3.1.3 ZONA ENRIQUECIDA
Las tres etapas erosivas que se suceden entre 14 y 50 MA, habrían
dado origen a la formación de la zona enriquecida o zona de sulfuros
secundarios.
Esta zona está representada mayormente por la calcosita, bornita,
digenita y covelita; minerales que han remplazado parcial o totalmente a
la calcopirita y en parte a la Pirita generalmente como un revestimiento
de los cristales.
La zona enriquecida ha sido mayormente minada quedando todavía in
situ sulfuros secundarios en el sector Norte y Oeste del Tajo.
Los sulfuros secundarios aparecen debajo de los óxidos o zona lixiviada
en forma gradacional configurando una forma semitabular horizontal
ligeramente inclinada hacia el Oeste. Gradacionalmente también
sobreyace a la zona transicional. Se tiene referencias que en el pasado
36
se tuvieron potencias de hasta 78 m. en zonas cercanas al eje de la
quebrada Chuntacala, pero el promedio de su potencia es de 20 m.
En las zonas en que la pirita tuvo un recubrimiento de minerales
secundarios (digenita), este mineral representa un problema en los
concentrados puesto que la cubierta de digenita hace flotar a la Pirita
ocasionando una menor ley de concentrado.
2.3.1.4 ZONA TRANSICIONAL
El paso de la zona enriquecida a la zona primaria, no es definido,
teniéndose entre ambas una amplia zona transicional caracterizada
principalmente por la presencia de pirita-calcopirita y en menor
proporción la presencia de calcosita y bornita.
La potencia aproximada es de 190 m. y tanto su base como su tope
tienen una forma ondulada gradacional en contacto con los sulfuros
enriquecidos y la zona primaria.
2.3.1.5 ZONA PRIMARIA
Aflora en los niveles más profundos del tajo y vienen a constituir la
mineralogía dominante del yacimiento de Cuajone.
La mineralogía es simple y está constituida por pirita, calcopirita, bornita
y ocasionalmente se tiene esfalerita, galena y enargita.
La ocurrencia de la calcopirita se encuentra como microvenillas, en
venillas de cuarzo tipo stockwork, diseminado e inclusiones en la pirita
los concentrados de cobre en la planta concentradora.
37
Figura 2.10: Mineralización Reservas Minables y Cut Off.
(Fuente: Geologia-SPCC).
2.3.2 MINERALIZACIÓN DE MOLIBDENO
Es el principal subproducto de Cuajone que se obtiene separándolo de
los concentrados de cobre en la planta concentradora.
La ley promedio de Molibdeno para el yacimiento es 0.033 % y ocurre
como un sulfuro de molibdenita ya sea en forma cristalizada en venillas
de cuarzo, en forma de pátinas en las fracturas de las rocas y finamente
diseminado visible al microscopio.
38
El molibdeno no tiene un zonamiento de óxidos, enriquecidos
transicional y primario tal como ocurre con el cobre, lo cual se explica
por el comportamiento diferente entre el Cu y el Mo. En un ambiente
supérgeno en el rango oxidante, el Mo es inmóvil en pH ácido.
La presencia de mineralización de Mo es independiente de los otros
sulfuros del yacimiento que sugiere una fase separada de
mineralización. Ver Figura 2.14
Figura 2.11: Distribución de la mineralización de Cu y Mo – Tajo actual de la Mina
Cuajone. (Fuente: Geologia-SPCC).
2.3.3 ALTERACIÓN
Los cambios en mineralogía, química y composición textural de las rocas
llevados a cabo por factores fisicoquímicos, esencialmente por
soluciones hidrotermales, producen la alteración hidrotermal, que es el
resultado de un intento de los contactos de las rocas por alcanzar un
equilibrio bajo elevadas condiciones de temperatura en un ambiente
acuoso. Los fluídos que transportan las soluciones a elevada
39
temperatura reaccionan con las paredes porosas, removiendo sus
constituyentes y depositando otros. Los cambios en los contactos
pueden ser físicos o químicos y se traducen en reemplazamiento o
recristalización de minerales, remoción de componentes químicos,
incremento de permeabilidad y porosidad, cambios de color, textura o
cocientes isotópicos.
En Cuajone se ha reconocido una zona de alteración hidrotermal de 3 a
4 Km, siendo más intenso mientras más cerca al cuerpo mineralizado
nos encontremos, teniendo variaciones internas mayormente
supeditadas al fracturamiento y permeabilidad de la roca.
Los tipos de roca con predominio de cuarzo-feldespato fueron alterados
a Fílico-Argílico, mientras que aquellos que contenían originalmente
ferromagnesianos, fueron alterados a Biotitas y Cloritas.
La alteración a arcillas es muy intensa en Cuajone, el cual puede ser
considerado como un pórfido con alto contenido de arcilla en
comparación con otros depósitos, esta arcilla es probablemente de
origen hipógeno y también supérgeno, su abundancia es debido al fuerte
cizallamiento y fracturamiento los cuales proporcionaron canales para
los fluidos ascendentes y descendentes y a la presencia de
paleorelieves expuestos a la intemperie por largos períodos de tiempo.
Los paleovalles posteriormente rellenados por rocas postminerales han
ejercido un control paleo-topográfico en el Este y Oeste del tajo,
responsable así del descenso de la capa lixiviada y a introducción de
arcilla supérgena en zonas adyacentes. La mineralogía dominante de
alteración hidrotermal ha sido utilizada como la base de la clasificación
de tipos de minerales “Ore Types” en Cuajone.
La mineralogía dominante de alteración hidrotermal ha sido utilizada
como la base de la clasificación de tipos de minerales “Ore Types” en
Cuajone.
40
Figura 2.12: Plano superficial de Alteraciones en Cuajone (Fuente: Geologia-SPCC).
41
Figura 2.13: Sección esquemática de Alteraciones en Cuajone.(Fuente: Geologia-SPCC).
42
A) Alteración Potásica.
Se la ha reconocido superficialmente por el minado del tajo en el sector NO
del cuerpo mineralizado y en el fondo del actual Pit. También ha sido
reconocido por taladros diamantinos en profundidad. En la Andesita Basáltica
se caracteriza por la sobreimposición masiva de biotitas secundarias muy
finas, con magnetita, clorita y ocasionalmente anhidrita. En La Latita Porfirítica,
se le ha podido determinar en profundidad en forma de venillas que contienen
feldespato potásico, magnetita y biotita secundaria.
B) Alteración Propílica.
Se encuentra mayormente en los márgenes del cuerpo mineralizado y abarca
aproximadamente 4 Km de extensión radialmente. La asociación que presenta
es epídota, calcita, pirita y clorita que ocurren principalmente en la Andesita y
en la Riolita Porfirítica. El ratio Py/Chpy se incrementa mientras más distantes
nos encontramos del cuerpo mineralizado.
C) Alteración Fílica.
Resulta de un proceso retrógrado en el que las soluciones hidrotermales
comienzan a enfriarse entre los 500 y 100 °C. Viene a ser lixiviación del Na,
Ca, Mg y el desarrollo de un metasomatismo potásico. El potasio es
introducido o derivado del feldespato que contiene la roca de composición
ácida a intermedia reemplazando feldespatos, especialmente plagioclasas y
biotita, dando lugar a la formación de sericita en hojuelas finas o variedades
fibrosas de mica incolora conformando venillas o agregados densos o
dispersos. La asociación característica es cuarzo, sericita y pirita, como
accesorios se tiene a la Clorita, Illita y Biotita secundaria. La ocurrencia de
este tipo de alteración en Cuajone se presenta principalmente en la Latita
Porfirítica y en la Riolita Porfirítica, menor proporción en la Andesita Basáltica,
abarca la mayor área de superficie de exposición actual del tajo.
43
D) Alteración Fílica-Potásica.
Determinado mayormente por taladros diamantinos, viene a ser una gradación
y/o superposición de la alteración fílica con la alteración potásica. Los
principales constituyentes vienen a ser la sericita y el cuarzo que se presenta
mayormente en venillas y en las cercanías de fracturamiento, la biotita de
grano muy fino secundaria, magnetita y ocasional anhidrita.
E) Alteración Fílica Propílica.
Aparecen en los bordes de la alteración Fílica en la que se tiene la presencia
de sericita, cuarzo, cloritas y muy ocasionalmente Epídota. Es contenido de Py
es alto.
F) Alteración Argílica Fílica.
La asociación es silice, sericita, caolinita, como accesorio clorita, producto de
una alteración tardía ha sido determinado mayormente en la Andesita
Basaltica 1 en la parte alta y en profundidad en contacto con la Andesita
Basaltica 2.
G) Alteración Argílica.
La mineralogía representativa de este tipo está mayormente conformada por la
presencia de Caolinita, Illita, Alunita, Montmorillonita y Dickita.Se presenta
principalmente en las cercanías a superficie y en las zonas mineralógicas
conformadas por la capa de material lixiviado, óxidos y sulfuros enriquecidos
llegando a pasar hasta la zona transicional mayormente en rocas sumamente
fracturadas, porosas y permeables. No se descarta la posibilidad de que parte
de esta alteración, especialmente en profundidad, haya sido producida por
acción hidrotermal.
44
2.4 MODELO GEOMECÁNICO
Tiene importancia en una operación en desarrollo para identificar zonas
agrupadas para el conocimiento de posibles zonas inestables,
aplicaciones en voladura y diseño de las operaciones de minado en corto,
mediano y largo plazo, para ello es importante la generación de bases de
datos integrales que permitan el acopio de fallas, discontinuidades,
estructuras desestabilizantes, zonas de cizallamiento por tectonismo,
zonas de fracturamiento que son observados en las caras de banco (cell
mapping) y en sondajes orientados.
La Figura 2.14 es un estándar de mapeo y caracterización de campo que
se acopla a diferentes bases de datos el cual representa el acopio de
información en campo.
Figura 2.14 Metodología de caracterización y mapeo de taludes. Fuente: Slope Stability in Surface mining, Collecting and using geologic
structure data for slope design. Pg.11, 22. (2005)
45
2.4.1 DOMINIOS ESTRUCTURALES
La Figura 2.15, muestra el delineamiento de los dominios estructurales,
este criterio de división del macizo rocoso está enfocado en conseguir
características y propiedades de las rocas en condición similar basado en
tener un arreglo estructural característico, encontrar delimitaciones por
discontinuidades estructurales mayores, fallas geológicas mayores, diques
o contactos litológicos, así mismo debe presentar predominancia de un
tipo litológico y un dominio geotécnico (unidad geotécnica).
Figura 2.15: Delimitación de Dominios Estructurales.
(Fuente: Geotecnia SPCC)
46
En general, esta metodología ha permitido definir 10 dominios
estructurales que a continuación se detalla.
2.4.1.1 Dominio Estructural 1.
Este dominio se encuentra en la parte Norte del tajo en andesita
basáltica y andesita intrusiva. Está limitado al Sur y al suroeste, a través
del límite primario-secundario, con el Dominio 2; al Sureste, limita con el
Dominio 3 a través de la Falla Chuntacala 6.
2.4.1.2 Dominio Estructural 2.
Este dominio se encuentra en la parte central-Norte del tajo en andesita
basáltica principalmente, y menor proporción, andesita intrusiva hacia el
sur del dominio; incluye también, algunos cuerpos de brecha de latita
porfirítica y brecha de andesita intrusiva. El dominio está limitado al
Noreste por el Dominio 1, a través del límite primario-secundario; al Sur
con el Dominio 8 (contacto litológico); y al Sureste, con la Falla
Chuntacala 6, que lo separa del Dominio 4.
2.4.1.3 Dominio Estructural 3.
Este dominio se encuentra en la parte Este del tajo, en una franja
elongada en dirección NW-SE, compuesta por andesita basáltica; y
menor proporción, por andesita intrusiva en el Noreste. El dominio está
limitado al Noroeste por el Dominio 1, a través de la Falla Chuncatala 1; al
Suroeste con el Dominio 4, a lo largo del límite primario-secundario; y al
Sur, con la Zona de Fallas Sur, que lo separa del Dominio 5.
2.4.1.4 Dominio Estructural 4.
Este dominio se encuentra en la parte central del tajo, en una litología
variada, en que en la parte más occidental dominan la latita porfirítica y
las brechas de latita porfirítica; y en la parte oriental, las andesitas
intrusivas y basálticas. El dominio está limitado al noreste por el
47
Dominio 3, a lo largo del contacto primario-secundario; al sureste; por el
Dominio 5, través de la Zona de Fallas Sur; y al oeste y sur, por el
Dominio 8, a través de la Falla Chuncatala 1.
2.4.1.5 Dominio Estructural 5.
Este dominio se encuentra en la parte Sur del tajo, principalmente, en
riolita porfirítica al Sur y andesita basáltica con andesita intrusiva, al
Norte; además de, latita porfirítica y brecha de latita porfirítica en
menor proporción. El dominio está limitado en el Norte, por los dominios 4
y 3, a lo largo de la Zona de Falla Sur; por el Oeste, también a lo largo de
la Zona de Falla Sur, por los dominios 6 y 7; y en el Sur, mediante
contacto litológico, con el Dominio 10.
2.4.1.6 Dominio Estructural 6.
Este dominio se encuentra en la parte central-Oeste del tajo,
prácticamente en su totalidad en riolita porfirítica. El dominio está
limitado al norte, mediante contacto litológico, por el Dominio 8; al sur, por
el Dominio 7, a lo largo del contacto primario-secundario; y hacia el Este,
a lo largo de la Zona de Fallas Sur, por el Dominio 5. En el flanco Sur Este
(Fase 8), se tiene expuesto la riolita porfirítica con oxidaciones en
fracturas que infrayace al Dominio 10 en todas sus direcciones.
2.4.1.7 Dominio Estructural 7.
Este dominio se encuentra en la parte central-Sur del tajo, en andesita
intrusiva hacia el oeste, y andesita basáltica hacia el norte, más algunos
cuerpos de brecha de latita porfirítica, latita porfirítica, latita porfirítica
estéril y brecha de andesita basáltica. El dominio está limitado al norte,
mediante contacto primario secundario, por el Dominio 6; al sur, mediante
contacto litológico, por el Dominio 10; y hacia el este, a lo largo de la Zona
de Fallas Sur, por el Dominio 5.
48
2.4.1.8 Dominio Estructural 8.
Este dominio se encuentra en la parte Oeste del tajo, en latita porfirítica
y latita porfirítica estéril, más brechas de latita porfirítica y latita
porfirítica estéril; además de una franja occidental de riolita porfirítica.
El dominio está limitado al norte, mediante contacto litológico, por el
Dominio 2; al sur, también mediante contacto litológico, por el Dominio 6; y
hacia el este, a lo largo de la Falla Chuncatala 1, por el Dominio 4.
2.4.1.9 Dominio Estructural 9.
Este dominio se encuentra en la parte Noreste y se proyecta hacia el
flanco Oeste, en la continuidad de la quebrada del tajo, en rocas
volcanoclásticas: conglomerado basal, aglomerado blanco, toba
cristal, toba inferior, aglomerado inferior, toba salmón y aglomerado
superior. El dominio está limitado al Suroeste, mediante contacto
litológico, por el Dominio 3; encontrándose abierto en otras direcciones y
en el flanco Oeste sobre yace al Dominio 8.
2.4.1.10 Dominio Estructural 10.
Este dominio ocupa la parte Suroeste, Sur y Sureste del tajo, en una
secuencia volcanoclástica, que incluye traquitas, toba traquítica, toba
café, toba micácea, toba salmón, aglomerado tobáceo, toba blanca,
conglomerado riolítico y aglomerado traquítico. El dominio está
limitado al Norte, mediante contacto litológico, por los dominios 5 y 7;
encontrándose abierto en otras direcciones
2.4.2 UNIDADES GEOTÉCNICAS BÁSICAS
La metodología base para el modelo geotécnico, estima la determinación
de las Unidades Geotécnicas Básicas (UGB’s), estimándose las
propiedades de resistencia y deformación para cada una de ellas, basado
en la información geológica y geotécnica disponible y en los resultados de
49
ensayos de laboratorio de muestras provenientes de los sondajes
geotécnico.
Figura 2.16: Resultado de las UGB’s
Figura 2.17: Modelo de UGBs (Fuente: Geotecnia SPCC)
A escala de “roca intacta”, i.e. a escala de testigos de laboratorio,
diferentes litologías o tipos de roca podrían tener diferentes propiedades
mecánicas. Por otro lado, la experiencia demuestra que especímenes de
la misma litología pero con alteraciones de tipo diferente y/o intensidades
50
distintas podrían tener propiedades mecánicas diferentes. Por ejemplo, un
tipo de rocas silicificadas aumenta su resistencia respecto del mismo tipo
de roca con alteración argílica (esta última tendrá una resistencia menor).
Finalmente la zona mineral también podría influir sobre las propiedades
mecánicas de la roca y del macizo rocoso, siendo los macizos rocosos
primarios usualmente más competentes que los macizos rocosos
secundarios, tal como es el caso de Tajo Cuajone.
Por lo tanto, en este trabajo las UGBs están definidas por aquellas
características que influyen en el macizo rocoso y que al mismo tiempo
pueden ser registradas en los mapeos geológicos-geotécnicos de
sondajes, especialmente: litología, alteración y zona mineral. Básicamente
se ha adoptado la definición recomendada por Flores & Karzulovic (2003),
que se presenta en Fig. 2.18.
Figura 2.18: Metodología utilizada para la definición de las UGBs propuesta por Flores &
Karzulovic, 2003 (Read & Keeney, 2009)
Cada unidad de litología-alteración-zona mineral presenta una
composición y características texturales propias, y por lo tanto un
comportamiento geomecánico diferente. En Tabla 2.2 se resumen las
principales UGBs definidas para Tajo Cuajone.
51
Tabla 2.2: Unidades Geotécnicas Básicas de Tajo Cuajone
(Fuente: Geotecnia SPCC)
2.4.3 MODELO GEOTÉCNICO DE BLOQUES
El Modelo Geotécnico de Bloques generado, está basado en la
información geológica y geotécnica, asi como en la información de
ensayos de laboratorio de muestras provenientes de sondajes
diamantinos. El modelo representa las distintas propiedades
ingenieriles del macizo rocoso de diversos tipos de materiales y de
características estructurales.
Para una adecuada caracterización, se utiliza como base el Modelo
de UGBs a la que se le asigne características geomecánicas
particulares: resistencia de la roca intacta (Modelo de UCS), grado
52
de fracturamiento del macizo rocoso (Modelo de RQD); y calidad
geotécnica in situ del macizo (modelos de RQD Y GSI). La calidad
geotécnica es fundamental para el diseño de taludes: en zonas de
mala calidad geotécnica que debe implementarse un diseño más
conservador, respecto a zonas de buena calidad, en donde puede
ser posible proponer un diseño más agresivo. Cabe destacar que
para la construcción de los modelos de RQD, RMRb, GSI y UCS.
2.4.4 MODELO DE RQD – ROCK QUALITY DESIGNATION
El RQD es el porcentaje de trozos de testigos intactos y sólidos con
longitudes mayores que 10 cm, en un tramo de perforación (Deere,
1967) o en un intervalo geotécnico (ASTM, 2002).
Los trozos de testigos con meteorización grado IV (altamente
meteorizado), V (completamente meteorizado) y VI (suelo residual)
de acuerdo con la clasificación de meteorización del ISRM (ISRM,
1978), no son considerados para la obtención del RQD (Deere &
Deere, 1988). Por lo tanto, los testigos que están intensamente
meteorizados deben recibir una calificación de RQD de cero
(Bieniawski, 1974).
También los trozos que contengan numerosos poros o que sean
friables (o una combinación de estas características), no deben ser
incluidos en la determinación del RQD (ASTM, 2002).
Considerando los puntos anteriores, la base de datos de los
sondajes, fue corregida (ajustada); de tal manera, que los tramos
desde altamente meteorizados/alterados hasta suelo residual, fueron
considerados como un RQD= 0.
En Tabla 2.3, se indican las clases consideradas para modelar el
parámetro RQD, con sus respectivos colores y descripción de la
53
calidad según este parámetro. La Figura 2.19, muestra la
“intersección” del Modelo de RQD.
Tabla 2.3: Clases de RQD (Fuente: Geotecnia SPCC)
Figura 2.19: Plano de Modelo de RQD (Fuente: Geotecnia SPCC)
54
2.4.5 MODELO DE DUREZA (RESISTENCIA)
La determinación estándar del IRS, es por medio del ensayo de
resistencia a la compresión no confinada (UCS); no obstante, el IRS
puede estimarse a partir de medidas empíricas: martillo de geólogo,
martillo de Schmidt y ensayos carga puntual (PLT). Debido a la gran
variabilidad de los datos asignados durante la descripción de
sondajes, se han considerado los resultados de UCS de
laboratorio.
Los criterios de interpretación está basado en la construcción de
histogramas relativos a este parámetro para cada UGB, de los
cuales se obtuvo sus valores medios.
En Tabla 2.4, se indican las clases consideradas para modelar el
parámetro UCS.
Tabla 2.4: Clases de UCS (Fuente: Geotecnia SPCC)
55
Figura 2.20: Plano de Modelo de UCS (Fuente: Geotecnia SPCC)
2.4.6 MODELO DE RMRB – ROCK MASS RATING (BIENIAWSKI, 1989)
Para clasificar el macizo rocoso mediante el Sistema RMR (Rock
Mass Rating), el macizo rocoso se agrupó en UGBs, con
propiedades similares de roca intacta y condición de las
discontinuidades. Luego cada UGB fue modelada por su UCS, RQD
espaciamiento y JC. Cada uno de estos parámetros otorga un
puntaje y la suma de estos puntajes entrega el RMR básico (RMRb).
Los valores del índice RMRb fueron obtenido de la descripción
geotécnica de sondajes, posteriormente se construyó los
56
histogramas relativos a este índice para cada UGB, de los cuales se
obtuvo sus valores medios.
Tabla 2.5: Plano de Modelo de RMR básico (Bieniawski, 1989)
Figura 2.21: Plano de modelo de bloques del RMRb (Bieniawski, 1989)
57
2.4.7 MODELO DE GSI2013 – GEOLOGICAL STRENGTH INDEX (Hoek et
al., 2013)
Para clasificar el macizo rocoso mediante el índice GSI (Geological
Strength Index), el macizo rocoso se agrupó en UGB’s. El GSI
cuantificado fue determinado mediante la ecuación empírica de Hoek
et al. (2013), a saber
(1)
Los criterios para la interpretación de este parámetro fueron los
siguientes:
• Los valores de GSI (2013) fueron obtenidos mediante la ecuación
1, desde parámetros levantados desde la descripción de testigos de
sondajes
• Se construyeron los histogramas relativos a este índice para cada
UGB, de los cuales se obtuvo sus valores medios.
Tabla 2.6: Clases de GSI (Hoek et al. 2013)
58
Figura 2.22: Plano de modelo de bloques del GSI (Hoek et al., 2013)
2.5 TÉCNICAS DE ANÁLISIS DE ESTABILIDAD
2.5.1 INTRODUCCIÒN
El análisis de estabilidad se basa en determinar el factor de seguridad que
posee el talud en estudio. Este factor se halla comparando los esfuerzos a
los que está sometido el talud y los esfuerzos que éste puede soportar.
Para taludes relativamente homogéneos, la superficie de falla se aproxima
a un arco circular, a lo largo del cual las fuerzas de ruptura y resistentes
pueden ser analizadas.
59
Existen varios tipos de análisis de la estabilidad de taludes y pueden ser
clasificados en tres grandes categorías: Método del equilibrio límite,
Análisis límite y método de elementos finitos.
El método más difundido es el del equilibrio límite, el cuál asume la validez
del criterio de falla de Coulomb a lo largo de la superficie de falla asumida.
Se consideran diagramas de cuerpo libre para hacer actuar las fuerzas
asumidas o conocidas. El esfuerzo cortante inducido en la superficie de
falla asumida es comparado con el esfuerzo resistente del material. El
método de las rebanadas, que considera un análisis de falla rotacional, es
la solución más comúnmente utilizada dentro del Método del equilibrio
Límite.
Este método se basa en el cálculo del factor de seguridad del talud en
estudio sometiendo a comparación la resistencia al corte disponible y el
equilibrio de esfuerzos de corte:
FS = Resistencia al corte disponible / Equilibrio de esfuerzos de corte
El factor de seguridad hallado nos indica lo siguiente:
1) Si el factor de seguridad es menor a la unidad (FS <1), el talud es
inestable o ya colapsado.
2) Si el factor de seguridad es mayor a la unidad (FS >1), el talud es
estable.
3) Si el factor de seguridad es menor a la unidad (FS =1), el talud presenta
el riesgo de una falla inminente.
Los análisis de estabilidad se aplican al diseño de taludes o cuando éstos
presentan problemas de inestabilidad. Se debe elegir un coeficiente de
seguridad adecuado, dependiendo de la finalidad de la excavación y del
carácter temporal o definitivo del talud, combinando los aspectos de
seguridad, costes de ejecución, consecuencias o riesgos que podría
60
causar su rotura, entre otros. Para taludes permanentes, el coeficiente de
seguridad a adoptar debe ser igual o superior a 1.5, e incluso 2.0,
dependiendo de la seguridad exigida y de la confianza que se tenga en los
datos geotécnicos que intervienen en los cálculos; para taludes
temporales el factor de seguridad está en torno a 1.3, pero en ocasiones
pueden adoptarse valores inferiores.
Estos permiten definir la geometría de la excavación o las fuerzas
externas que deben ser aplicadas para lograr el factor de seguridad
requerido. En caso de taludes inestables, los análisis permiten diseñar las
medidas de corrección o estabilización adecuadas para evitar nuevos
movimientos.
Los análisis a posteriori de taludes (Back-analysis) se realizan una vez
que la rotura se ha producido, y, por tanto, se conoce el mecanismo,
modelo y geometría de la inestabilidad. Es un análisis muy útil para la
caracterización geomecánica de los materiales involucrados, para el
estudio de los factores influyentes en la rotura y para conocer el
comportamiento mecánico de los materiales del talud; los resultados
obtenidos pueden ser extrapolados a otros taludes de similares
características. Estos análisis consisten en determinar, a partir de los
datos de campo necesarios (geometría, tipos de materiales, modelos de
rotura, presiones hidrostáticas, entre otros), los parámetros resistentes del
terreno, generalmente pares de valores de cohesión (C´) y Ángulo de
fricción (ϕ´), que cumplen la condición de equilibrio estricto del talud (es
decir, F= 1,0) a lo largo de la superficie de rotura, para las condiciones
reales en que esta tuvo lugar.
Los métodos de análisis de estabilidad se basan en un planteamiento
físico-matemático en el que intervienen las fuerzas estabilizadoras y
desestabilizadoras que actúan sobre el talud y que determinan su
comportamiento y condiciones de estabilidad. Se pueden agrupar en:
Métodos determinísticos; conocidas o supuestas las condiciones en que
se encuentra un talud, estos métodos indican si el talud es o no estable.
61
Consisten en seleccionar los valores adecuados de los parámetros físicos
y resistentes que controlan el comportamiento del material para, a partir de
ellos y de las leyes de comportamiento adecuadas, definir el estado de
estabilidad o el factor de seguridad del talud. Existen dos grupos: métodos
de equilibrio límite y métodos tenso-deformacionales.
Métodos probabilísticos; consideran la probabilidad de rotura de un talud
bajo unas condiciones determinadas. Es necesario conocer las funciones
de distribución de los diferentes valores considerados como variables
aleatorias en los análisis (lo que supone su mayor dificultad por la gran
cantidad de datos necesarios, dadas las incertidumbres sobre las
propiedades de los materiales), realizándose a partir de ellas los cálculos
del factor de seguridad mediante procesos iterativos. Se obtienen las
funciones de densidad de probabilidad y distribución de probabilidad del
factor de seguridad, y curvas de estabilidad del talud, con el factor de
seguridad asociado a una determinada probabilidad de ocurrencia.
La elección del método de análisis más adecuado en cada caso
dependerá de las características geológicas y geomecánicas de los
materiales (suelos o macizos rocosos); de los datos disponibles del talud y
su entorno (geométricos, geológicos, geomecánicos, hidrogeológicos,
entre otros); y del alcance y objetivos del estudio, grado de detalle y
resultados que se espera obtener.
Estos factores son, a su vez, interdependientes entre sí; no se podrá
efectuar un análisis detallado si no se dispone de los datos necesarios y
suficientes, al igual que un caso de estabilidad complejo no podrá ser
abordado con un método simple por el hecho de disponer de pocos datos
de campo o laboratorio. Asimismo, hay que tener en cuenta que, tanto los
datos de campo como los de laboratorio, deberían ser obtenidos en
62
función del método de análisis de estabilidad que se vaya a emplear y del
tratamiento que se les vaya a dar.
2.5.2 Método ordinario de Fellenius
Este método de cálculo se basa en la aplicación directa de los
fundamentos de la mecánica racional básica, siendo el primer método de
análisis aceptado. El método de Fellenius divide la supuesta zona de
deslizamiento en rebanas para una superficie de falla circular, estudiando
el estado de fuerzas en cada una de ellas. La condición de equilibrio de
cada rebana viene dada por la superioridad de las fuerzas estabilizadoras
sobre las desestabilizadoras en la superficie de deslizamiento. Siendo las
estabilizadoras las compuestas por las fuerzas de cohesión y rozamiento
interno del terreno; y las desestabilizadoras que estarían identificadas con
la componente tangencial de las cargas sobre la superficie de rotura
(Figura 2.23).
El método supone que las fuerzas de interacción entre rebanadas (ó
dovelas) no influyen de manera significativa en la sección de cálculo, ya
que o bien son de pequeña magnitud o bien se anulan casi totalmente
entre ellas, por lo cual no satisface el equilibrio de fuerzas, tanto para la
masa deslizada como para las dovelas individuales.
El análisis consiste también en un procedimiento de tanteo, en el cual se
debe fijar distintos círculos de falla, calculando un Fs ligado a cada uno, es
preciso que el Fs mínimo no sea menor a 1.5, en general, para garantizar
en la practica la estabilidad de un talud. El criterio del analista juega un
papel importante en el número de círculos ensayados, hasta alcanzar una
seguridad razonable respecto a una Fs mínimo.
63
Figura 2.23: Fuerzas actuantes en las dovelas por el método ordinario de Fellenius
(Modificado de González de Vallejo, 2002).
2.5.3 Método simplificado de Bishop
Para evitar los inconvenientes de la hipótesis de Taylor, Bishop desarrollo en
1955 un método de rebanadas, el cual suponía una superficie de rotura
circular en la cual la masa deslizante se divide en n rebanadas o fajas
verticales, estableciendo el equilibrio de momentos de las fuerzas actuantes
en cada rebanada con respecto al centro de un círculo. De la condición de
equilibrio de fuerzas verticales de cada rebana se obtienen las fuerzas N
(normales a la superficie de rotura) y se sustituyen en la ecuación resultante
de equilibrio de momentos. El método de Bishop simplificado (el más conocido
y utilizado) supone, además, que las fuerzas de contacto entre cada dos
rebanadas no influyen, por estar equilibradas, obteniendo así, la expresión del
coeficiente de seguridad F de una superficie considerada (Figura 2.24).
64
Figura 2.24: Fuerzas actuantes en las dovelas por el método de Bishop Simplificado
(Modificado de González de Vallejo, 2002).
Dado que F no aparece en la expresión de forma explícita es necesario
realizar varias iteraciones para obtener su valor, aunque la convergencia suele
ser muy rápida. Una vez obtenido el coeficiente de seguridad F de la superficie
considerada, se supone otra superficie circular y se determina el nuevo valor
de F, y así sucesivamente hasta obtener el mínimo. Normalmente estas
expresiones se programan y se analizan círculos con diferentes centros y
radios, hasta encontrar el que proporcione el valor de F mínimo (Figura 2.25).
Figura 2.25: Tanteo con diversos círculos y obtención del Fs mínimo correspondiente
a un talud (Modificado de González de Vallejo, 2002).
65
2.5.4 Método de Janbu
El método de Janbu simplificado es muy similar al método de Bishop, pero en
el caso que solo se cumple el equilibrio total de fuerzas horizontales, pero no
el de momentos. El diagrama de fuerzas actuantes en una dovela es el mismo
que el diagrama para el caso de Bishop. El método es una de las primeras
rutinas para el análisis de cualquier superficie de rotura, suponiendo que las
fuerzas entre elementos son nulas; por lo tanto la expresión obtenida por la
fuerza normal a las dovelas es la misma para el método de Bishop. En este
caso, el equilibrio de las fuerzas horizontales proporciona un factor de
seguridad de equilibrio de fuerzas sin considerar las fuerzas entre elementos
(F0). Para incluir el efecto de las fuerzas entre elementos al cálculo se puede
aplicar un factor de corrección (f0) de tal manera que el factor de seguridad del
equilibrio de fuerzas horizontales (Ff) sea el siguiente (Ecuación 2.1):
Ff = f0 . F0 (2.1)
Donde:
Ff = Factor de seguridad del equilibrio de fuerzas horizontales.
f0 = Factor de corrección.
F0 = Factor de seguridad sin considerar las fuerzas entre los elementos.
Al igual que el método de Bishop una vez obtenido el coeficiente de seguridad
F de la superficie a considerar, se supone otra superficie y se determina el
nuevo valor de F, y así sucesivamente hasta obtener el mínimo. Normalmente
estas expresiones se programan y se analizan círculos con diferentes centros
y radios, hasta encontrar el que proporcione el valor de F mínimo.
66
CAPITULO III
MATERIALES DE ESTUDIO
3.1 INTRODUCCIÒN
El comportamiento actual e histórico de los taludes es una fuente
invaluable de información cuando el propósito es predecir cuál será el
comportamiento de las paredes del tajo en los desarrollos futuros. La
evaluación de una inestabilidad que ha experimentado algún talud puede
darnos indicaciones de potenciales que podrían afectar los futuros taludes.
Evidentemente la instrumentación Geotécnica juega un papel importante
para el monitoreo de las 24 horas del tajo. Efectuando análisis en Slide
podemos ver el factor de seguridad, en una situación estàtica y
seudoestatica.
Siendo así, los materiales de estudio para la presente tesis se
consideraron al tajo Cuajone, al deslizamiento, a la instrumentación
geotécnica y al tema de análisis.
3.2 TAJO CUAJONE
La mina a tajo abierto de Cuajone en Moquegua-Perú, es un depósito tipo
Pórfido de Cobre y Molibdeno de categoría mundial y pertenece a la
franja metalogenética de pórfidos del Paleoceno. Se encuentra ubicada
en el flanco Occidental de los Andes del Sur del Perú
En el área de estudio el afloramiento de las rocas a nivel regional son: En
el Jurásico (Volcánicos Chocolate) que afloran cerca al puerto de Ilo en
la Cadena de la Costa, en el Cretáceo Superior - Paleoceno (Grupo
Toquepala) que aflora una parte en la Mina Cuajone y mayormente se
extiende en el flanco andino, del cretáceo superior al eoceno-paleoceno
67
(Rocas intrusivas del Batolito de la Costa Segmento Toquepala) afloran en
la mina Cuajone del flanco andino y entre la cadena de la costa y llanura
costanera, en el oligoceno superior al mioceno inferior.
3.3 DESLIZAMIENTO
El flanco Sur-Oeste del Tajo Cuajone, estuvo experimentando
deformaciones desde inicios del año 2015 (D-45) y 2016 (D-47), en un
área de 7.0 ha, comprendidos en los niveles 3,525 m.s.n.m. al 3,415
m.s.n.m., encuadrados en las coordenadas con vértices extremos entre
539,393; 85222 al 539,754; 84,976. El desarrollo de movimientos son del
orden milimétrico hasta el mes de Agosto donde se evidenció un
incremento progresivo de su velocidad de movimiento, se cambiaron las
secuencias de minado por este evento, una vez alcanzado su velocidad
decreciente se retomaron los planes iniciales de minado a talud final.
La zona en cuestión tiene un control estructural definido en ambos
extremos los cuales han venido desarrollando conforme el avance de
minado siendo crítico en el nivel 3,400. La instrumentación de la zona ha
jugado un papel importante para la toma de decisiones y planeamiento
La secuencia de minado viene operando con normalidad hacia los niveles
inferiores del sector en mención, siendo el referente principal el
conocimiento de la zona y rescatar las buenas practicas geotécnicas
desde el punto de vista de diseño, operacional e instrumentación que
permite cumplir los objetivos de minado con total seguridad.
Actualmente, el sector no evidencia reactivación y/o inicio de
deformaciones del macizo rocoso, en el área enmarcada del suceso, por
las características de ruptura que serán explicadas sucesivamente.
.
68
3.4 INSTRUMENTACIÒN
En Febrero del año 2012, se implementó el monitoreo de taludes con
tecnología radar modelo MSR-300-059 y este año ingreso en operación en
el mes de Octubre un segundo radar modelo MSR-300-103, ambos de
marca REUTECH. Su operación es las 24 horas del día, su modo de
auscultación de datos es mediante el lanzamiento de ondas
electromagnéticas hacia las paredes de los taludes del tajo que tienen un
alcance de 2.5 km. Este tipo de sistema no requiere de estaciones
reflectoras (prismas) en los bancos para su medición, en general el
sistema utiliza las superficies de roca expuesta para cuantificar el
desplazamiento y poderlo convertir en movimiento.
Ambos radares registran al 100% el monitoreo del tajo, su disponibilidad y
utilización es superior al 95%. Su operación es Normal en las condiciones
climáticas adversas como presencia de lluvias fuertes, vientos y neblina.
Adicionalmente, se dispone de una cámara CCTV, con energía autónoma,
se encuentra enlazado al radar 103 y 059 para la ubicación remota de
movimientos de acuerdo a los niveles de alerta de los taludes en
movimiento.
Foto 3.1: Ubicación del Radar 059 ubicado en el Talud Este (539067.2, 86106.6,
3504.0), monitorea el flanco Este y Sur. Fase 6A, Fase 5 y Fase 8 Este.
69
Figura 3.1. Vista del Software MSR HMI versión 10.0 Rev3. Radar 059
(Fuente: Geotecnia SPCC)
Foto 3.2. Ubicación del Radar 103, ubicado en el Talud Sur Oeste (539493.1,
84601.9, 3776.9), monitorea el flanco Sur. Fase 8 y Fase 6B2
70
Figura 3.2. Vista del Software MSR HMI versión 10.0 Rev3.
Radar 103 (Fuente: Geotecnia SPCC)
Foto 3.3. Ubicación de la Cámara CCTV móvil 001, ubicado en el Talud
Intermedio Este (540633.7, 86837.8, 3507.4), con visibilidad de operación hacia la
Fase 8 Sur, Fase 6B2, Fase 5 Sur y Fase 6A Oeste, con conexión remota al
sistema de radares por la ventana Refresh Device List Pelco (192.168.160.123)
71
Foto 3.4. Vista desde la cámara CCTV, hacia la zona de interés, para la
observación de eventos de inestabilidad, se registra monitoreos con rutinas
Vanguard
3.5 TEMA DE ANALISIS
El procedimiento considerado para el análisis de estabilidad de taludes, se
basa principalmente en las recomendaciones presentadas en “Guidelines
for Open Pit Slope Design” (Read & Stacey, 2009) y se detalla a
continuación:
1) Los modelos desarrollados incluyeron de forma explícita las Fallas
Mayores con orientación sub paralela a la orientación de los taludes.
2) La estimación de las propiedades resistentes del macizo rocoso a nivel
Interrampa se realizó mediante la metodología de escalamiento de
propiedades y la calibración del análisis de estabilidad del perfil de la
sección A-A’ actual.
3) Se consideró una resistencia anisotrópica para el macizo rocoso, bajo
el supuesto de que se desarrolla una resistencia al corte equivalente
72
producto de la presencia de puentes de roca. Según este enfoque, se
utilizó el programa STPSIM para definir la resistencia de las
estructuras equivalentes (Baczynski, 2000). La Figura 2.4, muestra
una sección de análisis esquemática donde se representa la aplicación
del concepto de la Resistencia Anisotrópica Direccional considerada
para los análisis de estabilidad. En la figura se muestra el manteo
aparente de 2 sistemas estructurales en cuyas direcciones la
resistencia se ve reducida en comparación a la del macizo rocoso.
4) Para los análisis de estabilidad se consideró la presencia de nivel
freático como se muestra en el perfil de la sección A-A’
5) Para los análisis de estabilidad se consideró la presencia de grietas de
tracción.
6) El análisis se efectuó mediante modelos de equilibrio limite (GLE)
usando el programa Slide v 6.0.
73
CAPITULO IV
METODOLOGÍA DE LA INVESTIGACIÓN
4.1 Nivel de investigación
De acuerdo al problema planteado y tomando en cuenta la clasificación de los
niveles de investigación (Hurtado de Barrera, 1996), el nivel del trabajo se
define como una investigación descriptiva y explicativa, ya que consiste en la
caracterización de un hecho o fenómeno, con el fin de establecer su estructura
o comportamiento, buscando el porqué de los hechos mediante el
establecimiento de relaciones causa-efecto.
4.2 Diseño de la investigación
El diseño de la investigación empleado para desarrollar los objetivos
planteados se clasifica como una investigación de campo, debido a que los
datos e información necesaria serán obtenidos directamente del entorno real u
objeto de estudio, sin manipular o controlar variable alguna.
La información y datos necesarios se obtendrán mediante levantamientos
geológicos en el área deslizada, específicamente en el flanco Sur-Oeste del
Tajo Cuajone, Distrito de Torata, Departamento de Moquegua, información
cuya integridad no será alterada ni modificada, cumpliendo así con la
definición hecha por Sabino (1986), quien propone que “las investigaciones
de campo se basan en datos primarios, obtenidos directamente de la
realidad”.
4.3 Población de la investigación
De acuerdo con Balestrini (1998), la población o universo puede estar referido
a cualquier conjunto de elementos de los cuales pretendemos indagar y
74
conocer sus características, o una de ellas, y para el cual serán válidas las
conclusiones obtenidas en la investigación. Es el conjunto finito o infinito de
personas, casos o elementos que presentan características comunes.
Por lo cual, la población se ve definida por el Tajo Cuajone y sus diferentes
cotas, ya que este es el área de interés para este trabajo de investigación.
4.4 Desarrollo de la investigación
Para el desarrollo de este trabajo de investigación se dispuso de varias
etapas, las cuales son, una planificación del trabajo a realizar en campo, la
ejecución del trabajo en campo y la interpretación de la información en
actividades de oficina (Figura 4.1)
Figura 4.1: Flujograma de las actividades desarrolladas.
75
CAPÍTULO V
ESTABILIDAD DEL TALUD SUR-OESTE DEL TAJO CUAJONE
5.1 INTRODUCCIÓN
El flanco Sur-Oeste del Tajo Cuajone, estuvo experimentando deformaciones
desde inicios del año 2015 (D-45) y 2016 (D-47), en un área de 7.0 ha,
comprendidos en los niveles 3,525 m.s.n.m. al 3,415 m.s.n.m., encuadrados
en las coordenadas con vértices extremos entre 539,393; 85222 al 539,754;
84,976. El desarrollo de movimientos son del orden milimétrico hasta el mes
de Agosto donde se evidenció un incremento progresivo de su velocidad de
movimiento, se cambiaron las secuencias de minado por este evento, una vez
alcanzado su velocidad decreciente se retomaron los planes iniciales de
minado a talud final.
La zona en cuestión tiene un control estructural definido en ambos extremos
los cuales han venido desarrollando conforme el avance de minado siendo
crítico en el nivel 3,400. La instrumentación de la zona ha jugado un papel
importante para la toma de decisiones y planeamiento
La secuencia de minado viene operando con normalidad hacia los niveles
inferiores del sector en mención, siendo el referente principal el conocimiento
de la zona y rescatar las buenas practicas geotécnicas desde el punto de vista
de diseño, operacional e instrumentación que permite cumplir los objetivos de
minado con total seguridad.
Actualmente, el sector no evidencia reactivación y/o inicio de deformaciones
del macizo rocoso, en el área enmarcada del suceso, por las características
de ruptura que serán explicadas sucesivamente.
El presente tesis da cuenta de las condiciones geotécnicas del sitio y las
recomendaciones para el cumplimiento de diseño correspondiente hacia los
niveles inferiores.
76
Foto 5.1: Vista panorámica del flanco Sur-Oeste del Tajo
5.2 REGISTRO DE INFORMACIÓN IN-SITU
El flanco Sur-Oeste, registra información de mapeos estructurales y de
caracterización de macizo rocoso, identificación de las unidades litológicas, en
las caras de banco así como secuencias de levantamientos topográficos para
la observación de deformaciones. la determinación de los parámetros
morfológicos del deslizamiento y la toma de muestras para análisis de
laboratorio.
5.2.1 LEVANTAMIENTO TOPOGRÁFICO
El levantamiento topográfico fue desarrollado de manera secuencial, en
una condición inicial antes del proceso de deformación, posteriores
levantamientos del proceso de deformación y asentamiento general de la
zona y finalmente la condición actual del proceso de minado.
77
La tecnología utilizada es del Tipo escáner multipunto T8800 de I-Site, el
cual detalla la topografía a espaciamientos de 20 cm. Su referenciación es
convencional usando un punto base y una vista atrás, apoyado de la
obtención de coordenadas con GPS Trimble R-10. El tiempo de
levantamiento es rápido, aproximadamente 1 min x hectárea.
Figura 5.1: Levantamiento con I-Site de la zona
5.2.2 LEVANTAMIENTO GEOLÓGICO
El levantamiento geológico se realizó haciendo una descripción visual de
las diferentes unidades litológicas, alteración, apoyados de GPS, para la
definición de contactos, apoyado mediante el uso de herramientas como
la brújula brunton, cinta métrica, cámara fotográfica y martillo de geólogo.
78
5.2.3 LEVANTAMIENTO DE LA ZONA INESTABLE
Definido a partir del levantamiento topográfico con I-site, se determinaron
las dimensiones de la zona inestable utilizando la terminología
recomendada por la International Association for Engineering Geology
(IAEG). Los parámetros medidos fueron los siguientes:
1. Ancho de la masa desplazada (Wd): Ancho máximo de la masa
desplazada perpendicularmente a la longitud Ld.
2. Ancho de la superficie de falla (Wr): Ancho máximo entre los flancos
del deslizamiento perpendicularmente a la longitud Lr.
3. Longitud de la masa deslizada (Ld): Distancia mínima entre la punta
y la cabeza.
4. Longitud de la superficie de falla (Lr): Distancia mínima desde el pie
de la superficie de falla y la corona.
5. Profundidad de la masa desplazada (Dd): Máxima profundidad de la
masa movida perpendicular al plano conformado por Wd y Ld.
6. Profundidad de la superficie de falla (Dr): Máxima profundidad de la
superficie de falla con respecto a la superficie original del terreno, medida
perpendicularmente al plano conformado por Wr y Lr.
7. Longitud total (L): Distancia mínima desde la punta a la corona del
deslizamiento.
8. Longitud de la línea central (Lcl): Distancia desde la punta o uña
hasta la corona del deslizamiento a lo largo de puntos sobre la superficie
original equidistantes de los bordes laterales o flancos (Figura 5.2).
1. Ancho de la masa deslizada: 500 metros.
2. Ancho de la superficie de falla: 520 metros.
3. Longitud de masa deslizada: 120 metros.
4. Longitud de la superficie de falla: 70-80 metros.
5. Profundidad de la masa desplazada: 11 metros aproximadamente.
6. Profundidad de la superficie de falla: 10-11 metros aproximadamente.
79
7. Longitud total: 90 metros.
8. Longitud de la línea central: 95 metros.
Figura 5.2: Dimensiones de los movimientos en masa de acuerdo a la IAEG
(Modificado de Rico A. y Del Castillo H., 2009).
5.3 GEOTECNIA DE LA ZONA DE ESTUDIO
5.3.1. LITOLOGÍA.
La unidad litológica que gobierna la zona es una roca volcánica
denominada Riolita Porfirítica (Rp), en general pertenece a la unidad
litoestratigrafica del Volcanico Quellaveco; grupo Toquepala. En el lugar
es subyaciente al primer periodo erosivo de Cuajone donde se observa el
Conglomerado Riolitico (CR) y Toba Salmon (TSA).
En el nivel 3,535, se observa el contacto TSA/RP-ARG, que corresponde
a una rioliata con alteración argilica de fuerte a débil hasta el nivel 3,490
con un contacto irregular y gradacional con ligero buzamiento hacia el
Oeste, con una coloración café rojiza, este tipo de oxidación está
controlado por estructuras y es producto de un proceso de intemperismo y
80
53
95
00
E
54
00
00
E
85000N 85000N
meteorización superficial. Sucesivo a ello se encuentra la Riolita
moderadamente fresca con alteración Filica Propilica de color pardo
blanquesino, con ausencia de óxidos hasta el nivel 3,310.
Figura 5.3: Plano geológico de la zona de estudio.
(Fuente: Geotecnia SPCC)
5.3.2. CARACTERIZACIÓN ESTRUCTURAL
Compila todo el sector del flanco Sur-Oeste, el cual es registrado como
DOMINIO 6, donde se ha desarrollado un análisis integral de Fallas y
Discontinuidades, este sector involucra a la unidad geotecnia UGB-4.
81
La Tabla 5.1, resume todas las estructuras mapeadas como estructuras
menores y principales con un ingreso de 830 datos, que corresponde
2824 datos ingresados específicamente para discontinuidades.
Tabla 5.1. Resumen de las características de las fallas principales y menores del
Dominio 6 – UGB-4
Grafico 5.1. Estereograma de polos de las fallas del Dominio 6 – UGB-4
82
Tabla 5.2. Resumen de las características de las discontinuidades del Dominio 6 -
UGB-4
Grafico 5.2 Estereograma de polos de las discontinuidades del Dominio 6 – UGB-4
En resumen los sistemas de fallas están marcando tendencias
principales del tipo Nor-Oeste / Sur-Este, mientras que las
discontinuidades tienen una marcada tendencia hacia el flanco Sur-
Oeste.
Esta base de datos permite seleccionar las ventanas de mapeo en la
zona del sector inestable para determinar los análisis cinemáticos
correspondientes.
83
5.3.2.1 Análisis Cinemático Estructural de la zona de estudio
El conocimiento de las zonas en proceso de deformación, están
controlados por estructuras del tipo falla, presencia de diques
desestabilizantes, zonas de cizalle de alto grado de fracturamiento
o patrones de control por discontinuidades. Para ello es importante
desarrollar simulaciones mediante los diagramas de los modos de
ruptura y para ello se requiere parámetros de Dip/DipDirection de
los planes de minado e información estructural levantada en la
zona,
5.3.2.1.1. Inestabilidad Tipo Cuña
Para el desarrollo de este análisis se requiere de la intersección
de 02 planos regulares, que resulta en dirección de colapso
definido por el plunge (enmarcado en verde), donde se aprecia
que existen varios sistemas conjugados ubicados en el foco de la
envolvente.
Los parámetros de diseño de minado son: Ángulo cara de banco
es de 70° y Dirección de Buzamiento del Talud es de 035°
84
Tabla 5.3: Sistemas Estructurales que condicionan la inestabilidad: JP12A-FS6A /
JS3A-FS6A
5.3.2.1.2. Inestabilidad Tipo Planar
En este tipo de análisis de rotura planar se requiere identificar solo
una estructura, el cual se ubica en la envolvente, es decir desde la
plataforma hacia la cara de banco.
Los parámetros de diseño de minado son: Ángulo cara de banco es
de 70° y Dirección de Buzamiento del Talud es de 035°
85
Tabla 5.4: Sistemas Estructurales que condicionan la inestabilidad: JP12A
5.3.2.1.3. Inestabilidad Tipo Toppling
Está relacionado a la inestabilidad por vuelco y/o volteo,
generalmente ocurre en los sistemas de falla inversa cuando son
reactivados por redistribución de esfuerzos.
Los parámetros de diseño de minado son: Ángulo cara de banco es
de 70° y Dirección de Buzamiento del Talud es de 035°
86
Tabla 5.5: Sistemas Estructurales que condicionan la inestabilidad: NINGUNO
En resumen, el sector en estudio está controlado por sistemas tipo cuña y
un sistema aleatorio planar.
5.3.3 CARACTERIZACIÓN GEOTÉCNICA
Comprende la estimación empírica de los diferentes parámetros de
campo de manera cuantitativa y directa.
5.3.3.1 Determinación de la Unidad Geotécnica Básica de la zona
De acuerdo al mapeo geológico y definición de la alteración de la
zona, corresponde a una Riolita Porfiritica Argilizada, por su
composición y características textural propia se denominada UGB-4,
que en adelante será caracterizado como esta unidad geotécnica,
para los análisis correspondientes.
5.3.3.2 Determinación de RQD
Para la zona se ha determinado una media de 35.4% que
corresponde a un macizo de mala calidad geotécnica de acuerdo a los
estándares de Deere, 1967.
87
Figura 5.4: Histogramas parámetro RQD
5.3.3.3 Determinación de UCS
La media con ajuste Log normal reporta un valor de 28.8 MPa,
calificado como una roca medianamente fuerte de clase R3,
Figura 5.5: Histogramas parámetro UCS
88
5.3.3.4 Determinación de JC
Referido a la condición de Juntas, para el caso estudio reporta un
valor de 14.
Figura 5.6: Histogramas parámetro JC
5.3.3.5 Determinación de RMRb’89
Para este caso no considera el efecto del agua ni la orientación de las
discontinuidades en una determinada excavación para calificar la
calidad geotécnica de un macizo rocoso. No se recomienda utilizar el
índice RMR’89 que incluya el efecto del agua, debido a que en los
análisis de estabilidad se considera un nivel freático/presión de poros
por lo tanto se estaría considerando dos veces. Lo anterior, cobra
mucha relevancia si se pretende realizar una optimización de taludes
en los bancos inferiores del tajo. En este estudio el parámetro
espaciamiento del Sistema RMR fue obtenido desde el índice RQD
utilizando la expresión empírica de Priest & Hudson (1976).
La zona presenta una media de 47%, calificado como un Macizo de
Regular Calidad
89
Figura 5.7: Histogramas parámetro RMR
5.3.3.6 Determinación de GSI2013
El GSI cuantificado fue determinado mediante la ecuación empírica de
Hoek et al. (2013).
……….1
Figura 5.8: Histogramas parámetro GSI
El valor medio reportado es de 39%, que corresponde a un macizo de
mala calidad geotécnica.
90
5.4 ESTIMACIÓN DE PROPIEDADES DE ROCA INTACTA Y MACIZO
ROCOSO
Se ha compilado la base de datos de la zona, como son los ensayos de
laboratorio, ejecutados en agencias externas, que validan la cantidad
necesaria para la evaluación de la zona.
5.4.1. Roca Intacta
Tomando en consideración la clasificación Engineering Classification of
Intact Rock propuesta por Deere & Miller (1966), La unidad en evaluación
muestra una menor UCS y modulo relativo medio a bajo que corresponde
a la Riolita Porfiritica Argilizada Oxidada/Lixiviada (UG-4).
Figura 5.9: Clasificación de la roca intacta para la Riolita porfiritica (UGB-4),
propuesta por Deere & Miller (1966).
91
A continuación se muestra el reporte de la envolvente de ruptura con 06
ensayos, reportando una compresión Uniaxial Sigci de 31.1MPa y un mi
de 14.8.
Figura 5.10: Envolvente de ruptura de la Riolita Porfirítica (UGB-4)
La Tabla 5.6 resume las propiedades de la roca intacta de la Riolita Porfiritica
Argilizada
Unidad Propiedades
Indice Ensayos
Mecánicos Propiedades Mecánicas
Prop. Mec. Dinámicas
Roca Intacta Módulos
Dinámicos
Litologia Unidad
Geotécnica ɤ
(Ton/m3) n
(%) TI
(MPa) UCS
(MPa) E
(GPa) v
Ed (GPa)
vd mi σci
(Mpa) Vp
(m/s) Vs
(m/s)
Riolita Porfirítica
UGB 4 2.54 3.2 5.74 28.8 45.8 0.14 60.5 0.24 14.8 31.1 5177.9 3028.5
Tabla 5.6: Ensayos de Laboratorio y Propiedades de la Roca Intacta – UGB-4
92
5.4.2. Macizo Rocoso
Considerando toda la información disponible, se estimaron las propiedades de
resistencia y deformabilidad para la Riolita Porfiritica Argilizada, utilizando el
Criterio Generalizado de Hoek-Brown (Hoek et.al., 2002), que define la
resistencia del macizo rocoso según las siguientes expresiones:
…………2
…………3
…………4
…………5
donde: ’1, ’3 : esfuerzos principales efectivos mayor y menor; mi : parámetro
asociado a la pendiente de la envolvente de falla de la roca intacta; ci:
resistencia a la comprensión uniaxial de la roca intacta; GSI: Índice de
Resistencia Geológica del macizo rocoso propuesto por Hoek (1994); y D:
factor de perturbación, el que incluye los efectos de las operaciones de
voladuras y el desconfinamiento del macizo.
La metodología utilizada para la estimación de las propiedades se resume de
la siguiente manera:
Se estimaron los parámetros que definen la envolvente de falla de
Hoek-Brown para la roca intacta en base a los resultados de los
ensayos de laboratorio disponibles.
Se utilizó el software RocData v 5.0 (Rocscience, 2014) para la
estimación de mi y ci utilizando el Ajuste Levenberg – Marquardt,
tratando de obtener valores de mi similares a los rangos típicos
reseñados en la literatura técnica para el tipo de roca analizado.
93
Se consideraron los valores del índice RMR’89 de acuerdo a la
obtención de datos registrados en la zona. Para la determinación del
GSI se utilizó la ecuación 1.
Se determinaron los valores de los parámetros Hoek Brown
considerado un factor de perturbación D = 0.8.
El módulo de deformabilidad del macizo rocoso, se determinó de
acuerdo a la siguiente expresión de Hoek & Diederichs (2005):
…………6
La Razón de Poisson del macizo rocoso v, se determinó de acuerdo a
la siguiente expresión (Karzulovic, 2006):
…………7
La Tabla 5.7, resumen las propiedades de la roca intacta y del macizo rocoso
respectivamente para la Riolita Argilizada. Estas propiedades han sido
calibradas para el desarrollo del análisis de estabilidad de la zona de estudio.
Unidad Roca Intacta Macizo Rocoso
Litología Unidad ɤ
mi σci
GSI mb s a E
v Geotécnica (Ton/m3) (Mpa) (GPa)
Riolita Porfiritica UGB 4 2.54 14.8 31.14 39 0.52 0.0001 0.51 2.52 0.27
Tabla 5.7: Ensayos de Laboratorio y Propiedades de la Roca Intacta – UGB-4
La Tabla 5.8, adjunta resume el input data de los diferentes parámetros de
roca intacta, para el cálculo de los parámetros de resistencia del macizo
rocoso.
94
Tabla 5.8: Envolvente de ruptura para el macizo rocoso de la Riolita porfiritica-UGB-4
Para la estimación de los parámetros resistentes de las estructuras, se han
considerado los resultados de los ensayos de corte disponible. La integración
de los antecedentes teóricos y empíricos descritos previamente, permite
contar con un respaldo más sólido al momento de definir el ángulo de fricción
y cohesión de estructuras geológicas básicas para el diseño de taludes. Sin
embargo, se requiere validar estos parámetros con análisis retrospectivos a
nivel interrampa y/o global.
95
Teniendo en cuenta los resultados de corte directo, las recomendaciones de
Barton (1974) y Hoek & Bray (1974), análisis retrospectivos a nivel de banco y
la experiencia de los autores de este trabajo, se definieron las propiedades de
resistencia al corte para las estructuras indicadas en la Tabla 5.9.
Estructura Talud Alteración Cohesión
(KPa)
ɸ
(°)
Fallas mayores Global
Sin alteración
100-200 20°-30°
Interrampa 25-75 25°-35°
Fallas
Banco
0-25 20°-25°
Diaclasas 0-50 30°-35°
Argílica/Fílica 25-75 20°-30°
Tabla 5.9: Propiedades Resitentes de Estructuras
Figura 5.11: Envolvente de falla de tipo No Lineal y Mohr-Coulomb. Estructuras con
relleno de Arcilla.
96
5.5 NIVELES PIEZOMETRICOS DE LA ZONA
El comportamiento hidráulico de la zona se encuentra seco, no esta afecto por
presencia de agua. El nivel de agua ha descendido sistemáticamente en la
mayoría de los piezómetros, lo que evidencia el drenaje producido por la
excavación misma del tajo. Como referencia esta unidad hidrogeológica de
Riolita Porfirítica (RP), corresponde a rocas porfiríticas, con grandes
fenocristales de cuarzo, muy frágil, que ha sido intensamente fracturada, por lo
que presenta una alta permeabilidad. Las 14 pruebas hidráulicas realizadas en
esta unidad indican una conductividad hidráulica estimada del orden de 7x10-5
cm/s.
5.6 FACTORES DINAMICOS CONSIDERADOS
5.6.1 Aceleración Máxima
SRK Consulting Chile (SRK) realizó un análisis de peligro sísmico en el sector
del tajo de Cuajone con la finalidad de estimar la máxima aceleración sísmica
de la zona. En este estudio SRK realizó un análisis del contexto
sismotectónico del sur del Perú para determinar las características más
relevantes de la subducción en esta zona del territorio nacional, asimismo
generó un catálogo con la sismicidad reciente y otro con la sismicidad
histórica, el p rimero con magnitudes Mw entre 5 y 7.5 y el segundo con
magnitudes Mw>7.5, para determinar la tasa anual de ocurrencia de los
sismos. A partir de la relación de Gutenberg-Richter (log(N) = a- b.Mw) y el
modelo de Poisson (modelo probabilístico) se determinó la magnitud máxima
esperada y mediante las leyes de atenuación propuestas por Ruiz Y Saragoni
(2005) y la formula de Sadigh et al., (1997).
En el estudio mencionado anteriormente SRK definió una aceleración máxima
del terreno, para un sismo de operación y abandono, considerando para el
sismo de operación una probabilidad de excedencia de 50% y 10% y un
periodo de retorno de 50 y 500 años, respectivamente; los análisis fueron
realizados para tres grupos de sismos definidos como, interplaca (interfase),
97
intraplaca y continental, este último fue analizado para dos profundidades de
ruptura, uno a 0.5 km y otro a 5 km. Los valores de aceleración pico del
terreno (PGA) para sismos de operación tipo interplaca, intraplaca y
continental son 0.33g, 0.30g, 0.49g y 0.96g, respectivamente; y para los
sismos de abandono se tienen una aceleración pico del terreno de 2,57g,
1,42g, 0,71 y 0,78g. La máxima aceleración para los sismos interplaca e
intraplaca del estudio de SRK fueron estimados considerando la ley de
atenuación de Ruiz y Saragoni (2005) y para los sismos continentales se usó
la ley de atenuación de Sadigh et al. (1997).
Los valores de aceleración pico para 500 años de periodo de retorno resultan
bastante altos, lo cual se puede deber a que SRK no utilizó fuentes sísmicas
regionales ya caracterizadas para estudios de riesgo sísmico en el Perú y
tampoco consideró leyes de atenuación para el cálculo probabilístico (Youngs
et al., 1997, Zhao, 2007, Mcverry, 2002) comúnmente utilizados para estimar
la máxima aceleración del terreno asociada a este tipo de sismos.
Por otro lado, Castillo y Alva (1993) realizaron el estudio de peligro sísmico del
Perú, en el cual los autores elaboraron un mapa de isoaceleraciones en roca,
para una vida útil de las estructuras de 50 años, que corresponde a un periodo
de retorno 475 años y para un nivel de excedencia de 10%. De acuerdo a este
estudio la aceleración pico en roca en la zona de estudio es aproximadamente
0.40g.
Otro estudio de peligro sísmico regional más reciente fue elaborado por
Gamarra y Aguilar (2009), en el cual los autores actualizaron y modificaron la
geometría y los parámetros de las fuentes sismogénicas utilizados por Castillo
y Alva (1993), y elaboraron mapas de isoaceleraciones para suelo firme. La
evaluación del peligro sísmico se realizó para la máxima aceleración del suelo
y se elaboraron mapas de isoaceleraciones espectrales para la máxima
aceleración del terreno y para aceleraciones espectrales de 0.2 y 1.0 segundo,
considerando un espectro de respuesta horizontal con 5% de
amortiguamiento. De acuerdo a este estudio para la zona de estudio se tiene
una aceleración pico en terreno firme de 0.48g, este valor es mayor al
98
estimado por Castillo y Alva (1993), dado que las fuentes sísmicas han sido
actualizadas con los nuevos eventos sísmicos producidos y registrados a lo
largo y ancho del territorio peruano, además que el estudio de Castillo y Alva
definió aceleraciones a nivel de basamento rocoso.
A partir de todo lo discutido anteriormente, se considera que se debe utilizar la
aceleración máxima del terreno estimada por Gamarra y Aguilar (2009), con
un valor de 0,48g en suelo firme.
5.6.2 Coeficiente Sísmico
El coeficiente sísmico es usualmente calculado como una fracción de la
aceleración máxima esperada en la zona del proyecto a nivel de superficie. El
Cuerpo de Ingenieros del Ejército de los Estados Unidos (U.S. Army Corps of
Engineers, 2003), recomienda el uso de un coeficiente sísmico pseudo-
estático igual al 50% de la aceleración máxima. La literatura técnica
internacional acepta el uso de una fracción que varía de 1/3 a 1/2 de la
máxima aceleración esperada.
Por lo tanto, a partir de la máxima aceleración del terreno de 0.48g,
utilizaremos un coeficiente sísmico de 0.16 en el análisis pseudo-estático para
la evaluación del talud Sur-Oeste del Tajo.
5.7 DESCRIPCIÓN DE LA ZONA INESTABLE D45 / D47
El flanco Sur-Oeste, ha venido experimentando deformaciones desde inicios
del año 2015 (D45) y 2016 (D47), inicialmente la zona D45 inició su proceso
con la formación de una cuña controlado por una falla asociada a una pebble
brecha con tendencia E-O, buzante al Norte, conforme se venía desarrollando
los niveles, este sector incrementaba su cono de derrame banco a banco
desde el nivel 3,535, posteriormente la zona D47 se formó a lo largo de una
falla de tendencia NO-SE y fue reactivado por un proyecto de voladura
masiva, el cual fue incrementando su cono de derrame a partir del nivel 3,515.
99
En ambos casos los movimientos diarios fueron variables e inferiores a
5mm/d. de manera discontinua.
Figura 5.12. Componentes Geotecnicos de la zona D45 y D47.
(Fuente: Geotecnia SPCC)
5.7.1. Secciones Geotécnicas
Para efectos de evaluación de la zona se ha generado 02 secciones
geotécnicas, construidas a partir de modelo de bloques geológico geotécnico,
la sección A-A’ se encuentra trazada en la zona D47 y la sección B-B’, se
encuentra trazada en la zona D45.
La metodología se realizó en ambiente MineSigth, encontrando la
perpendicularidad de la menor distancia para obtener los parámetros reales de
la configuración de los ángulos interrampa, estas mismas serán utilizadas para
la evaluación de la zona.
100
Figura 5.13. Sección A-A’, mirando al Oeste, con la influencia de inestabilidad desde
el nivel 3,515 al 3,415, controlado por una falla principal sub-paralela al Angulo
Interrampa
Figura 5.14. Sección B-B’, mirando al Oeste, con la influencia de inestabilidad desde
el nivel 3,535 al 3,415, controlado por una falla principal subparalela al Angulo
Interrampa.
101
5.7.2 Control estructural
Ambas zonas inestables, finalmente se conectaron por la roca puente
que separaba a la zona D45 y D47, definiéndose la coronación a lo
largo de fallas secundarias. Para un mejor conocimiento se realizó el
levantamiento detallado para simular su continuidad en profundidad, tal
como se observa en la figura 5.15, la falla es el límite de inestabilidad
del sector. Obsérvese que el cuerpo amarillo es el material meta-
estable y deformado, hacia la base de la zona se observa un cono de
derrame continuo en el banco 3,400 y un 60% de la zona muestra los
bancos con su cresta conformada. Estas características de inestabilidad
define el dislocamiento de bloques sobre una superficie sinuosa.
Figura 5.15: Modelamiento de la falla principal que ha generado la
inestabilidad de la zona en color de superficie azul, en amarillo se
representa la zona deformada.
102
Foto 5.2. Vista hacia el SE de la coronación de la zona inestable
5.7.3 Tipo de Ruptura
La definición del modo de ruptura se muestra complejo, por las características
de inicio de inestabilidad de ambos sectores que fueron tipo cuña indirecta,
sesgados hacia las falla de control, al producirse la conexión de ambas zonas
se define como una rotura plana irregular no aflorante, tal como se observa en
el modelamiento de la falla de manera tridimensional.
El dimensionamiento espacial de la falla en profundidad simula una superficie
ondulada con amplitud superior a los 45 metros de extensión, está definido por
la toma de datos de dip/dipdirection sobre la superficie de ruptura, estas
características han generado que la máxima elongación (cóncavo) se ha
generado a lo largo del nivel 3430, perdiendo resistencia de base por la menor
distancia de la superficie hacia la cara de banco, deformando la roca puente
generando el dislocamiento de la masa rocosa con un desplazamiento de 6
metros en sección vertical.
103
El tiempo de deformación de la roca puente en el nivel 3430 fue de 50 horas
aproximadamente, de acuerdo al registro de movimiento detectado por los
radares. El dislocamiento de bancos y posterior asentamiento fue
aproximadamente en 2.5 horas
5.8. ANÁLISIS DE ESTABILIDAD
5.8.1 INTRODUCCIÓN
El análisis de estabilidad se basa en determinar el factor de
seguridad que posee el talud en estudio. Este factor se halla
comparando los esfuerzos a los que está sometido el talud y los
esfuerzos que éste puede soportar.
Para taludes relativamente homogéneos, la superficie de falla se
aproxima a un arco circular, a lo largo del cual las fuerzas de ruptura
y resistentes pueden ser analizadas.
Existen varios tipos de análisis de la estabilidad de taludes y pueden
ser clasificados en tres grandes categorías: Método del equilibrio
límite, Análisis límite y método de elementos finitos.
El método más difundido es el del equilibrio límite, el cuál asume la
validez del criterio de falla de Coulomb a lo largo de la superficie de
falla asumida. Se consideran diagramas de cuerpo libre para hacer
actuar las fuerzas asumidas o conocidas. El esfuerzo cortante
inducido en la superficie de falla asumida es comparado con el
esfuerzo resistente del material. El método de las rebanadas, que
considera un análisis de falla rotacional, es la solución más
comúnmente utilizada dentro del Método del equilibrio Límite.
Este método se basa en el cálculo del factor de seguridad del talud
en estudio sometiendo a comparación la resistencia al corte
disponible y el equilibrio de esfuerzos de corte
104
5.8.2. CRITERIOS DE ACEPTABILIDAD
A continuación, se describe en forma general, los principales conceptos
utilizados para la definición de los criterios de aceptabilidad:
A. Criterio de Aceptabilidad (CA): Corresponde al conjunto de
requisitos/restricciones que debe cumplir un talud para que su diseño
sea considerado aceptable. Generalmente el criterio de aceptabilidad
depende de la magnitud y consecuencias de una eventual
inestabilidad del talud, y se define en términos de valores mínimos o
máximos permisibles para uno o más de los siguientes parámetros:
factor de seguridad, margen de seguridad, probabilidad de falla y/o
índice de confiabilidad.
B. Factor de Seguridad (FS): Corresponde a la razón entre la
resistencia del material y las solicitaciones actuantes sobre el mismo.
Es adimensional y generalmente se define en términos de su valor
medio en una potencial superficie de ruptura. De acuerdo con esto, si
FS es mayor que 1.0 se tiene una condición estable o de “no falla”; si
FS es igual a 1.0 se tiene una condición de “equilibrio límite” o “falla
incipiente”; y si FS es menor que 1.0 se tiene una condición de falla o
inestabilidad.
C. Falla de un talud minero: Condición donde parte del material que
conforma el talud sufre desplazamientos/deformaciones excesivas o
inadmisibles, modificando la geometría del talud de modo tal que
afecta la normal operación del sector. El volumen de material
afectado, usualmente proporcional a las consecuencias de la falla,
queda delimitado por la geometría del talud y por una superficie de
ruptura o límite de la zona de fluencia.
105
D. Probabilidad de Falla (PA): Corresponde a la probabilidad de que
ocurra la falla de un talud minero. Generalmente se define como la
probabilidad que el FS sea igual o menor que 1.0.
Los criterios se detallan en el libro “Guidelines for Open Pit Slope Design”,
y son aceptados por la industria minera internacional. En rigor, estas
recomendaciones son guías generales que deben adaptarse a cada caso
o mina en particular; especialmente en lo que dice relación a las
consecuencias de la falla.
Tabla 5.10. Criterios de Aceptabilidad (tomado de Read & Stacey, 2009).
Escala Consecuencia
de la Falla
Factor de Seguridad (mínimo)
Probabilidad de Falla (Máximo)
Estático Dinámico P(FS ≤ 1)
Banco Baja - Alta 1.1 N/A 25 - 50%
Inter-rampa
Baja 1.15 - 1.2 1 25%
Media 1.2 1 20%
Alta 1.2 - 1.3 1.1 10%
Global
Baja 1.2 - 1.3 1 15 - 20%
Media 1.3 1.1 5 - 10%
Alta 1.3 - 1.5 1.1 5%
5.8.3 PROCEDIMIENTO DEL ANÁLISIS DE ESTABILIDAD
El procedimiento considerado para el análisis de estabilidad de
taludes, se basa principalmente en las recomendaciones
presentadas en “Guidelines for Open Pit Slope Design” (Read &
Stacey, 2009) y se detalla a continuación:
1) Los modelos desarrollados incluyeron de forma explícita las Fallas
Mayores con orientación sub paralela a la orientación de los
taludes.
106
2) La estimación de las propiedades resistentes del macizo rocoso a
nivel Interrampa se realizó mediante la metodología de
escalamiento de propiedades y la calibración del análisis de
estabilidad del perfil de la sección A-A’ actual.
3) Se consideró una resistencia anisotrópica para el macizo rocoso,
bajo el supuesto de que se desarrolla una resistencia al corte
equivalente producto de la presencia de puentes de roca. Según
este enfoque, se utilizó el programa STPSIM para definir la
resistencia de las estructuras equivalentes (Baczynski, 2000). La
Figura 5.16, muestra una sección de análisis esquemática donde
se representa la aplicación del concepto de la Resistencia
Anisotrópica Direccional considerada para los análisis de
estabilidad. En la figura se muestra el manteo aparente de 2
sistemas estructurales en cuyas direcciones la resistencia se ve
reducida en comparación a la del macizo rocoso.
4) Para los análisis de estabilidad se consideró la presencia de nivel
freático como se muestra en el perfil de la sección A-A’
5) Para los análisis de estabilidad se consideró la presencia de grietas
de tracción.
6) El análisis se efectuó mediante modelos de equilibrio limite (GLE)
usando el programa Slide v 6.0.
107
Figura 5.16: Esquema que muestra el concepto de Resistencia Anisotrópica
Direccional en un macizo rocoso.
Se observan dos sistemas estructurales sub verticales que reducen la
resistencia del macizo rocoso según sea la orientación de la estructura. En
la Roseta de Resistencia Direccional se esquematiza con color verde la
resistencia del macizo rocoso y en color rojo la resistencia equivalente de
la interacción estructura macizo.
7) Se determinó la probabilidad de falla utilizando el método de Superficie
de Respuesta (Steffen, O., et. al., 2008). Figura 5.17. Los parámetros
utilizados para la determinación de la Probabilidad de Falla fueron la
cohesión, ángulo de fricción interna, inclinación de las estructuras y
nivel freático. Las distribuciones y variaciones empleadas son las
siguientes:
Cohesión: ±40% para el análisis interrampa (datos obtenidos de los
resultados de estimación de las propiedades del macizo rocoso).
Angulo de Fricción: ±20% para el análisis interrampa (datos obtenidos
de los resultados de estimación de las propiedades del macizo rocoso).
108
Para el caso de la inclinación de las estructuras se consideró una
variación de ±15° (basados en la variabilidad observada en el
levantamiento de información de campo y proceso de datos
Estructurales).
Para el nivel freático se utilizó una variación de ±50 metros.
FSi = FScaso base *β1* β 2* β 3* β 4
Figura 5.17. Esquema que muestra la influencia de los coeficientes de los
parámetros considerados para el cálculo del Factor de Seguridad.
La Figura 5.17 muestra un ejemplo de la variación de los parámetros
Cohesión, Angulo de Fricción, manteo de la Estructura y Nivel Freático,
considerada para la simulación Montecarlo. Cada curva representa la
respuesta del Factor de Seguridad del caso analizado respecto a la
variación del parámetro.
109
Cada uno de los casos analizados se estudió para la situación estática y
dinámica. La situación dinámica se simuló mediante análisis seudo-
estáticos, donde las fuerzas de inercia debido a movimientos sísmicos,
son representadas por una fuerza horizontal equivalente al peso de una
potencial masa deslizante multiplicada por el coeficiente sísmico. El valor
del coeficiente símico horizontal utilizado en este estudio correspondió al
⅓ de la aceleración máxima esperada del sismo de diseño6 dividido por
“g” (el coeficiente sísmico es adimensional). La estimación del peligro
sísmico probabilístico están graficados en la Figura 6-20, que indica que
existe un 10% de probabilidades de exceder la aceleración horizontal de
0.40 g (410 cm/s2) en 50 años y 0.48 g en 100 años. La Tabla 5.11
muestra los coeficientes utilizados en los análisis seudo-estáticos.
Tabla 5.11 Valores de Coeficiente Sísmico para Análisis Pseudo-Estático.
Situación Probabilidad de
Ocurrencia
Aceleración Máxima
G
Coeficiente sísmico
KH
Sismo de Operación SO
10% 0.16 0.06
Terremoto maximo probable TMP
10% 0.46 0.15
Figura 5.18 (Fmax,t(a) representa la probabilidad de que una aceleración dada A0 no
sea excedida en 10, 30, 50 ó 100 años. Ej. A0 = 410 (cm/s2) representa una
aceleración con 10% de probabilidad de ser excedida en 50 años
110
5.8.4 RESULTADOS E INTERPRETACIÓN DEL ANÁLISIS DE
ESTABILIDAD.
La tabla 5.12 resume los factores de seguridad obtenidos, la interpretación de
los resultados del análisis de estabilidad considera la calibración de los perfiles
correspondientes a la sección A-A’ y B-B’ con la topografía antes de ocurrir la
inestabilidad y los parámetros iniciales calculados previamente.
Posteriormente al proceso de inestabilidad (dislocamiento y asentamiento) se
realizó un plan de descarga de material inestable que comprende los 03
primeros bancos, que han sido removidos un total de 130,142TM, para
minimizar el impacto inestable e incrementar el factor de seguridad de la zona.
Figura 5.19. Zona de eliminación de material inestable para mejorar la
estabilidad
La segunda condición evaluada considera la topografía actual con descarga
de la zona de coronación, obteniendo resultados favorables, inferiores a la
condición inicial pero superiores al criterio de aceptabilidad.
Estos resultados de evaluación han permitido dar continuidad al proceso de
minado de la Fase 6B2.
111
A’
A
Tabla 5.12. Resumen de los resultados del análisis de estabilidad
Sección Condición antes de inestabilidad Condición actual con descarga
Estático Seudo estático Estático Seudo estático
A-A' 1.559 1.393 1.312 1.198
B-B' 1.529 1.362 1.396 1.151
5.8.5 ANÁLISIS DE SLIDE.
5.8.5.1 Sección A-A’
5.8.5.1.1 Evaluación Inicial: Condición antes de inestabilidad
Resultado de análisis en condición estática y seudo-estática.
Figura 5.20: Condición estática: FOS 1.559
UGB 4
112
A’
A’
A
A
A
Figura 5.21: Condición seudo-estática: FOS 1.393
5.8.5.1.2. Evaluación Actual: Condición actual con descarga:
Resultado de análisis en condición estática y seudo-estática.
Figura 5.22: Condición estática: FOS 1.312
UGB 4
UGB 4
113
B’
A’
A
Figura 5.23: Condición Seudo-estática: FOS 1.198
5.8.5.2. Sección B-B’
5.8.5.2.1. Evaluación Inicial: Condición antes de inestabilidad:
Resultado de análisis en condición estática y seudo-estática.
Figura 5.24: Condición estática: FOS 1.529
UGB 4
UGB 4
UGB 4
B
114
B’
B’
Figura 5.25: Condición seudo-estática: FOS 1.362
5.8.5.2.2. Evaluación Actual: Condición actual con descarga:
Resultado de análisis en condición estática y seudo-estática
Figura 5.26: Condición estática: FOS 1.396
UGB 4
UGB 4
UGB 4
B
B
115
B’
Figura 5.27: Condición seudo-estática: FOS 1.151
5.9 INSTRUMENTACIÓN GEOTÉCNICA
La instrumentación disponible en la zona para el monitoreo de taludes es la
tecnología radar modelo MSR-300-059 y MSR-300-103, ambos de marca
REUTECH. Su operación es las 24 horas del día, su modo de auscultación de
datos es mediante el lanzamiento de ondas electromagnéticas hacia las
paredes de los taludes del tajo que tienen un alcance de 2.5 km. Este tipo de
sistema no requiere de estaciones reflectoras (prismas) en los bancos para su
medición, en general el sistema utiliza las superficies de roca expuesta para
cuantificar el desplazamiento y poderlo convertir en movimiento.
Ambos radares registran al 100% el monitoreo del tajo, su disponibilidad y
utilización es superior al 95%. Su operación es Normal en las condiciones
climáticas adversas como presencia de lluvias fuertes, vientos y neblina.
Adicionalmente, se dispone de una cámara CCTV, con energía autónoma, se
encuentra enlazado al radar 103 y 059 para la ubicación remota de
movimientos de acuerdo a los niveles de alerta de los taludes en movimiento.
UGB 4
B
116
Así mismo la zona cuenta con extensómetros de cable y cinta para la
validación de información y control continuo de desplazamientos de la
coronación.
Foto 5.3: Vista del sistema de monitoreo, al fondo se encuéntrala zona de estudio.
5.9.1. Interpretación de resultados de la zona 45 / D47.
El gráfico adjunto detalla el análisis retrospectivo de la zona de estudio,
como se observa claramente, las tendencias de movimiento en la zona
tienen comportamientos marcados en el tiempo, se ha podido anticipar y
determinar con 50 horas de anticipación la alerta en la zona de
operaciones y 02 horas del proceso de dislocamiento y asentamiento del
macizo rocoso con un desplazamiento de 6 metros en sección vertical.
El proceso de los movimientos regresivos a estabilización cero fue de 12
horas, que posteriormente permitió la planificación para las operaciones
de descarga de la zona.
117
Grafico 5.3: Grafico de reporte del sistema radar, hacia la parte inferior se detalla los
gráficos de tendencia. (Fuente: Geotecnia SPCC)
Grafico 5.4: Grafico de reporte del sistema radar, en el momento del proceso de
dislocamiento de la masa rocosa. (Fuente: Geotecnia SPCC)
118
5.10 PLANEAMIENTO
5.10.1 Plan de estabilización de la zona
Una vez que la instrumentación del sector muestra la tendencia de
movimiento regresivo a cero y una franca estabilización, se procede a las
inspecciones de la zona inestable para planificar un plan de
estabilización, ello comprende la cuantificación de los sectores accesibles
a equipos, desde los más ligeros a los de movimiento de volumen de
material masivo (excavadora, tractores).
Para ello se realiza levantamientos a detalle para planificar los volúmenes
de movimiento y los días necesarios para este proceso.
Se realiza el levantamiento a detalle.
Figura 5.28: Modelamiento de la zona Inestable
119
Se cuantifica el tonelaje de movimiento masivo y eliminar todo el material
de sobrecarga posible.
Figura 5.29: Modelamiento del Material descargado
Se selecciona el equipo de trabajo idóneo para tal labor con personal
experimentado y solo con luz del día.
Foto 5.4: Tractores Removiendo el material de la corona
120
La cantidad de material a mover viene establecido de acuerdo a la
profundidad del plano de rotura en la zona, siendo la más oxidada que
tiene una altura de 35 metros aproximadamente.
Finalmente, se realiza el desquinche de rocas colgadas con el uso de
cadenas para desgaste de las cresta de banco prefragmentados o con
grietas, esta operación por lo general toma su tiempo hasta eliminar
completamente las rocas colgadas.
Foto 5.5: Desquinche y bloqueo con muro de seguridad
Para el desarrollo de estos trabajos la zona queda completamente
bloqueada con muros de seguridad hacia la base de la zona.
5.10.2. Plan de contingencia
La zona siempre se encuentra en constante inspección visual y siempre se
requiere de un plan de contingencia que permita cumplir los planes de
minado o que tengan la mínima variación al plan inicial, para este caso se
121
ha definido ampliar la vía de acarreo en la rampa principal de ingreso,
desde el nivel 3,415 hasta el nivel 3,355 en dirección Este, es decir a lo
largo de influencia de la zona inestable la rampa será incrementada en 10
metros a su ancho que es de 40 metros, incluyendo los márgenes de
seguridad adecuados.
Esta contingencia permite colocar un muro de seguridad estándar interno
para bloquear posibles caídas de roca por voladura y/o reactivación parcial
de la zona.
1. Dimensionamiento de la zona inestable con márgenes de seguridad
Figura 5.30: Dimensionamiento de la zona inestable
122
2. Modificación del plan inicial de rampa con ancho de 40m a 50m
Figura 5.31: Rediseño Geotecnico
123
3. Rediseño de la rampa a 50m. y colocacion de muro de seguridad interno
Figura 5.32: Rediseño de Rampa
124
4. Recuperación de diseño en siguiente rampa del 3280 con banco doble.
125
Figura 5.33: Recuperación de diseño por banco doble
126
CAPÍTULO VI
ANÁLISIS Y DISCUSIÓN DE RESULTADOS
La tabla 6.1 resume los factores de seguridad obtenidos, la interpretación de
los resultados del análisis de estabilidad considera la calibración de los perfiles
correspondientes a la sección A-A’ y B-B’ con la topografía antes de ocurrir la
inestabilidad y los parámetros iniciales calculados previamente.
Posteriormente al proceso de inestabilidad (dislocamiento y asentamiento) se
realizó un plan de descarga de material inestable que comprende los 03
primeros bancos, que han sido removidos un total de 130,142TM, para
minimizar el impacto inestable e incrementar el factor de seguridad de la zona
Sección Condición antes de inestabilidad Condición actual con descarga
Estático Seudo estático Estático Seudo estático
A-A' 1.559 1.393 1.312 1.198
B-B' 1.529 1.362 1.396 1.151
Tabla 6.1: Factores de seguridad obtenidos
Figura 6.1: Material descargado (03 Bancos de la corona)
127
6.1 Levantamiento geológico de superficie
El levantamiento geológico de superficie para la determinación de las
características de la zona afectada, se ejecutó a través de los escarpes ó
grietas generadas por el deslizamiento, tomando las siguientes observaciones
de los puntos más relevantes:
6.1.1 Estación N°1
Observando el flanco izquierdo del deslizamiento en dirección N48°E,
coordenadas N85055.5392-E539492.6856, el desplazamiento fue bajo de
dos (2-3) metros en dirección NE, semejante a un hundimiento, en el
bloque desplazado se presentan varias grietas de tracción. El material
presente está representado por una Riolita Porfiritica Argilica (RP-ARG)
de color pardo claro a rojizo, de grano medio. (Foto 6.1 y 6.2)
Foto 6.1: Escarpe izquierdo generado por el deslizamiento
128
Foto 6.2: Escarpe derecho generado por el deslizamiento.
6.2 Levantamiento topográfico
El levantamiento topográfico se realizó con el fin de representar gráficamente
en el mapa el área de estudio, tomando los datos y elementos principales que
origen geométricamente el deslizamiento, como lo son los escarpes
principales y las grietas de tracción. (Tabla 6.2) (Figura 6.1)
Tabla 6.2: Levantamiento Topográfico del Deslizamiento Sur-Oeste
PTO ESTE NORTE COTA DESCRIPCION
P01 539392.1027 85173.8607 3490.231 Borde izquierdo de corona
P02 85173.8607 85166.8310 3490.984 Borde Izquierdo de Corona
P03 539396.7101 85148.2477 3505.352 Borde Izquierdo de Corona
P04 539448.5644 85091.2769 3505.987 Escarpe Izquierdo
P05 539492.6856 85055.5392 3008.612 Grieta Izquierda Secundaria
P06 539511.2597 85041.8922 3520.5420 Grieta Izquierda Secundaria
P07 539547.0939 85015.4966 3524.703 Centro de Corona
P08 539586.8507 84986.0767 3530.546 Escarpe Derecho
P09 539628.8254 84948.3583 3533.3082 Grieta Derecha secundaria
P10 539663.2421 84954.4265 3534.8338 Grieta Derecha Secundaria
129
Figura 6.2: Levantamiento Topográfico del Deslizamiento
6.3 Determinación de parámetros y dimensionamiento
Los parámetros morfológicos del deslizamiento según la terminología
recomendada por la International Association for Engineering Geology
(I.A.E.G.), determinados mediante el levantamiento topográfico y los perfiles
del área deslizada son:
1. Ancho de la masa deslizada: 500 metros.
2. Ancho de la superficie de falla: 520 metros.
3. Longitud de masa deslizada: 120 metros.
4. Longitud de la superficie de falla: 70-80 metros.
5. Profundidad de la masa desplazada: 11 metros aproximadamente.
6. Profundidad de la superficie de falla: 10-11 metros aproximadamente.
7. Longitud total: 90 metros.
8. Longitud de la línea central: 95 metros.
130
6.4 Elaboración de perfiles geológicos
En total se elaboraron 2 perfiles geológicos, abarcando toda la zona en
estudio, estos fueron realizados en dirección Suroeste a NorEste, paralelos a
la dirección del deslizamiento y a lo largo de él, con el propósito de conocer el
espesor real de las capas de suelo presentes en la zona. A continuación se
presenta la descripción breve de uno de los perfiles elaborados
Figura 6.3: Elaboración de Perfiles Geológicos
131
B’
6.4.1 Perfil geológico A-A´
El perfil geológico fue realizado paralelo al sentido del desplazamiento, en
dirección SurOeste-Noreste
3400
3515
3532
3565
Figura 6.4: Sección A-A’
6.4.2 Perfil geológico B-B’
3400
3532
Figura 6.5: Sección B-B’
A
A’
B
132
6.5 Estimación de material desplazado
Según los datos obtenidos mediante el cálculo de estimación de material,
el volumen de material deslizado fue de 966,832 Tn y el material de
descarga es de 130,142 Toneladas.
Figura 6.6: Estimación de material desplazado
6.6 Importancia de la Instrumentación Geotécnica
La instrumentación geotécnica mediante radares ha permitido alertar a
tiempo el proceso de deformación y dislocamiento de la masa rocosa.
Ambos radares registran al 100% el monitoreo del tajo, su disponibilidad y
utilización es superior al 95%. Su operación es Normal en las condiciones
climáticas adversas como presencia de lluvias fuertes, vientos y neblina.
Adicionalmente, se dispone de una cámara CCTV, con energía autónoma,
se encuentra enlazado al radar 103 y 059 para la ubicación remota de
133
movimientos de acuerdo a los niveles de alerta de los taludes en
movimiento.
Grafico 6.1: Representación de Monitoreo con Radares (Fuente: Geotecnia SPCC)
134
CONCLUSIONES
1) La inestabilidad de la cuña 45 y cuña 47, se ha generalizado a un modo de
ruptura planar irregular. Ambas zonas inestables, finalmente se
conectaron por la roca puente que separaba, definiéndose la coronación
a lo largo de fallas secundarias. El modo de ruptura se ha calificado como
un dislocamiento de masa rocosa por perdida de resistencia de la roca con
mayor disturbación hasta el nivel 3490; de allí hacia abajo hay un efecto
trabazón que permite un efecto de estabilización de la zona.
2) Se calculó un total de 966,832TM de material desplazado, y 130,142TM
de calidad de roca mala (material inestable), que comprende los 3
primeros bancos que se encuentran en la corona, perteneciendo a la UGB
4- RIOLITA con alteración Argílica.
3) Las velocidades antes de la ruptura oscilaba entre 5 y 10 mm/d, el flanco
sur-oeste de la Fase 6B2, haciendo su análisis, actualmente se encuentra
estable con una tasa de movimiento milimétrico que alcanza hasta 1 mm/d
en algunos casos y con un Factor de Seguridad de 1.3.
4) A pesar del evento, el plan de minado no ha sido interrumpido, solo se ha
variado la secuencia de minado hacia la cresta durante el tiempo de
estabilización de la zona.
5) La base de datos de la instrumentación Geotécnica (Radar,
extensómetros, cámara) disponible y actualizada permite realizar
evaluaciones y controles continuos con toma de decisiones oportuna para
diseñar planes alternativos que no interrumpan los planes de minado.
135
RECOMENDACIONES
1) Rediseñar la fase 6B2 de manera parcial hacia la cresta a lo largo de los
500 metros de longitud para generar un plan de contingencia alternativo
en caso exista una posible reactivación puntual de la zona por voladura.
2) Diseñar, perforar los proyectos de voladura con pre-corte, cantidad optima
de taladros de producción de acuerdo al registro de control de vibraciones
de la zona.
3) Uso de detonadores electrónicos para mejorar la secuencia de salida de
los proyectos de voladura.
4) Implementar un sistema de trabajo en turno nocturno para monitoreo
permanente, mejorar los sistemas de alerta, restricción o bloqueo cuando
sea necesario al existir procesos de deformación del macizo rocoso.
136
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