Determinación de Sostenimiento Geomecanica

1

Universidad Nacional de

Trujillo Facultad de Ingeniería

Escuela de Ingeniería de Minas

“DETERMINACIÓN DEL SOSTENIMIENTO ADECUADO EN LABORES

LINEALES CONVENCIONALES EN ROCA TIPO II Y III EN LA UNIDAD MINERA

SAN ANTONIO III-SÁNCHEZ CARRIÓN.”

TESIS

Para optar el Titulo de:

INGENIERO DE MINAS

AUTORES: Br. FIGUEROA DIAZ, Marino Jhuda

Br. CHIMOVEN CENTURION, Juber Wilson

ASESOR:

Ing. Pedro Prado Palomino

TRUJILLO – PERU

2014

2

JURADOS PRESIDENTE SECRETARIO Ing. Francisco G. Morales Rodríguez Ing. Bilmer Gamarra Reyes Reg. CIP: 50917 Reg. CIP: 22843

VOCAL Ing. Pedro Prado Palomino

Reg. CIP: 58491

3

Dedicatoria

A mis padres Fernando y Doris

A mi hermana Fernanda

Por su apoyo incondicional en todo momento.

FIGUEROA DIAZ MARINO JHUDA

4

Dedicatoria

A mis padres Wilson y Rocío, mis hermanos y amigos,

Les dedico la presente como tributo a

Su apoyo, confianza y amistad.

CHIMOVEN CENTURION JUBER WILSON

5

ÍNDICE

Dedicatoria...............................................................................................................3

Dedicatoria...............................................................................................................4

Índice........................................................................................................................5

Listado de tablas.......................................................................................................9

Listado de figuras....................................................................................................10

Anexos....................................................................................................................11

Nomenclatura..........................................................................................................12

Resumen.................................................................................................................13

Abstract...................................................................................................................14

CAPITULO I

1. INTRODUCCION ....................................................................................................................... 14

1.1. Realidad problemática ........................................................................................................ 14

1.2. ANTECEDENTES. ................................................................................................................. 15

1.3. MARCO TEÓRICO. ................................................................................................................ 16

1.3.1. Mecánica de Rocas............................................................................................................. 16

1.3.2. Modelo Geomecánico. ........................................................................................................ 16

1.3.3. Modelo Empírico. ................................................................................................................. 17

1.3.4. Modelo Numérico. ............................................................................................................... 17

1.3.5. Caracterización Geomecánica del macizo rocoso. ........................................................ 18

1.3.5.1. El criterio RMR de Bieniawski (1989) ........................................................................... 18

1.3.5.1.1. La resistencia compresiva (Rc) .................................................................................. 19

1.3.5.1.2. El RQD (Rock Quality Designation) ........................................................................... 20

1.3.5.2. Rock Tunnelling Quality Index-Sistema “Q” ................................................................. 21

1.3.6. Tenso-deformación. ............................................................................................................ 28

1.3.6.1. Tensiones de tipo gravitatorio. ....................................................................................... 29

1.3.6.2. Tensiones de origen tectónico. ...................................................................................... 29

1.3.6.3. Influencia de los esfuerzos. ............................................................................................ 30

1.3.7. Estabilidad del macizo rocoso. .......................................................................................... 30

1.3.7.1. Pernos de Roca. ............................................................................................................... 31

1.3.7.1.1. Pernos de anclaje mecánico. ...................................................................................... 32

6

1.3.7.1.2. Pernos de varilla cementados o con resina. ............................................................. 32

1.3.7.1.3. Split Set. ......................................................................................................................... 34

1.3.7.1.4. Swellex. .......................................................................................................................... 34

1.3.7.1.5. Cables. ........................................................................................................................... 35

1.3.7.1.6. Malla Metálica. .............................................................................................................. 36

1.3.7.1.7. Cintas de Acero-Straps. ............................................................................................... 38

1.3.7.1.8. Shotcrete ........................................................................................................................ 39

1.3.7.1.9. Cimbras Metálicas. ....................................................................................................... 40

1.3.8. Rumbo: .................................................................................................................................. 41

1.3.9. Buzamiento: ......................................................................................................................... 41

1.3.10. Dip y Dip Direction: ........................................................................................................... 42

1.3.11. Método de elementos finitos: .......................................................................................... 42

1.3.12. Software Dips. ................................................................................................................... 43

1.3.13. Software Phase2. .............................................................................................................. 43

1.4. ENUNCIADO DEL PROBLEMA. ......................................................................................... 43

1.5. FORMULACIÓN DE LA HIPÓTESIS.................................................................................. 44

1.6. OBJETIVOS. ........................................................................................................................... 44

1.6.1.Objetivo General: ............................................................................................................... 44

1.6.2. Objetivos específicos: ......................................................................................................... 44

2. MATERIALES Y METODOS .................................................................................................... 45

2.1. Material de Estudio ................................................................................................................. 45

2.1.1. Universo o Población .......................................................................................................... 45

2.1.2. Muestra. ................................................................................................................................ 45

2.1.3. Características del Material de Estudio. .......................................................................... 45

2.1.4. Equipos e Instrumentos. ..................................................................................................... 45

2.1.5. Software. ............................................................................................................................... 46

2.2. Métodos y Procedimientos. ................................................................................................... 46

2.2.1. Método. ................................................................................................................................. 46

2.2.2. Procedimiento. ..................................................................................................................... 47

3. RESULTADOS Y DISCUCIONES ........................................................................................... 49

3.1. RESULTADOS. ....................................................................................................................... 49

3.1.2.1.Labor 730. ( Ver Plano 1, de ubicación) .................................................................... 51


7


3.1.3.Resumen de RMR ............................................................................................................... 64

3.1.4.Obtención de la recomendación de sostenimiento por el método numérico. ... 64

3.1.4.1.Labor 730 ........................................................................................................................... 65

3.1.4.2.Labor 790 ........................................................................................................................... 68

3.1.3.3Labor 810 ............................................................................................................................ 71

3.2. Discusión ................................................................................................................................ 74

4. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES. ...................................................................... 76

4.1. CONCLUSIONES ................................................................................................................... 76

4.2. RECOMENDACIONES .......................................................................................................... 76

5.1REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS ..................................................................................... 77

ANEXOS

DESCRIPCION GENERAL DEL PROYECTO. ......................................................................... 78

1.Aspectos generales. ................................................................................................................. 78

1.1.Ubicación. ................................................................................................................................ 78

2.Planos topográficos. ................................................................................................................ 78

3. Geología. ..................................................................................................................................... 83

3.1. Geología Regional. ................................................................................................................. 83

3.2. Geología Local. ..................................................................................................................... 89

OTROS............................................................................................................................................. 92

8

LISTADO DE TABLAS

TABLA N° 1 Clasificación RMR Bienawski………………………………………….20

TABLA N° 2 Valoración Jn…………………………………………………………….22

TABLA N° 3 Valoración Jr……………………………………………………………..22

TABLA N° 4 Valoración Ja y Jw………………………………………………………23

TABLA N° 5 Valoración SRF………………………………………………………….25

TABLA N° 6 Valoración ESR………………………………………………………….26

TABLA N° 7 Familia de Fracturas Labor 730………………………………………..53

TABLA N° 8 Valoración RMR Dom1 Lab. 730………………………………………53

TABLA N° 9 Valoración RMR Dom2 Lab. 730………………………………………54

TABLA N° 10 Valoración RMR Dom3 Lab. 730……………………………………..55

TABLA N° 11 Familia de Fracturas Labor 790………………………………………57





TABLA N° 16 Familia de Fracturas Labor 810………………………………………62



9

LISTADO DE FIGURAS

Figura N° 1 Abaco de Elección de Sostenimiento con Valoración Q…………......28

Figura N° 2 Perno de Anclaje Mecánico……………………………………………..33

Figura N° 3 Perno de Varilla Corrugado……………………………………………..34

Figura N° 4 Split Set……………………………………………………………………35

Figura N° 5 Swellex…………………………………………………………………….36

Figura N° 6 Cables……………………………………………………………………...37

Figura N° 7 Malla Eslabonada………………………………………………………...38

Figura N° 8 Malla Electrosoldada……………………………………………………..39

Figura N° 9 Straps………………………………………………………………………39

Figura N° 10 Cimbras Metálicas……………………………………………………….41

Figura N° 11 Abaco de Span y Tiempo de Autosoporte…………………………….51

Figura N° 12 Abaco de Elección de Sostenimiento con Valoración Q………..…..52

Figura N° 13 Diagrama de Rosette-Simulación Phase-Simulación Unwedge-Dom1

Lab 730……………………………………………………………………………………66


Lab 730……………………………………………………………………………………67


Lab 730……………………………………………………………………………………68


Lab 790……………………………………………………………………………………69


Lab 790……………………………………………………………………………………70


Lab 790…………………………………………………………………………………...71


Lab 790…………………………………………………………………………………...72


Lab 810…………………………………………………………………………………...73


Lab 812…………………………………………………………………………………...74

10

Figura N° 22 Plano Topográfico Superficial………………………………………….76

Figura N° 23 Plano Topográfico Lab. 730…………………………………………….83



Figura N° 26 Plano de Geología Regional……………………………………………85

Figura N° 27 Cortes al Plano Geológico Local……………………………………….91

Figura N° 28 Medición de Dip y Dip Direction………………………………………..93

Figura N° 29 Medición de Altura de Labor……………………………………………93

Figura N° 30 Golpes de Picota………………………………………………………...94

Figura N° 31 Medición de Dominio Estructural………………………………………94

Figura N° 32 Elección de Sostenimiento de Lab. 730………………………………56



ANEXOS ANEXO I. Descripción general del proyecto..........................................................75 ANEXO II. Otros.....................................................................................................88

11

Nomenclatura

RMR: Rock Mass Rating

Jn: índice de diaclasado (N° de familias de discontinuidades)

Jr: índice de rugosidad de las discontinuidades.

Ja: índice de alteración de las discontinuidades.

Jw: factor de reducción por presencia de agua

SRF: factor de reducción por tensiones.

ESR: Excavation Support Ratio

Dom: Dominio Estructural

Lab. : Labor

12

RESUMEN

En la Unidad Minera San Antonio III, se han abierto labores lineales convencionales

de 2.1m x 2.1m; en rocas de dominio estructural tipo II y III predominantemente

(determinados mediante un mapeo geomecánico inicial de las labores en mención),

y debido a la inexistencia de un estudio geomecánico para determinar el tipo de

sostenimiento adecuado para estas labores, se realizó este estudio, con la finalidad

de garantizar la estabilidad y tener labores seguras de trabajo. Para poder realizar

esta recomendación de sostenimiento, se tuvo que realizar el mapeo geomecánico

de las labores abiertas, recogiendo datos, por dominios estructurales, según los

requerimientos del RMR de Bienawski y Q de Barton, nos agenciamos de estudios

hechos en la zona de esfuerzos principales, los cuales nos permiten tener una

mayor certeza en la determinación del tipo de sostenimiento.

Teniendo en cuenta las características geomecánicas del tipo de roca presente

en las labores, las dimensiones de las labores, los esfuerzos a los que están

sometidos, se realizaron los análisis mediante los ábacos sugeridos por Barton, para

la elección del tipo de sostenimiento; para luego con una sugerencia como Barton

poder simular en el software Phase 2 y Unwedge, y mediante métodos numéricos

(elementos finitos), en el cuál incluimos los esfuerzos principales, determinar

definitivamente el sostenimiento adecuado para rocas del tipo II y III.

Como resultado de esta simulación, tenemos como resultado que para roca del

tipo para roca del tipo II en labores lineales son pernos cementados puntuales u

ocasionales de 5 pies de longitud y para roca del tipo III se requiere pernos

cementados de 5 pies de longitud, espaciados sistemáticamente 1.20 m x 1.20 m,

todas estas recomendaciones para labores lineales convencionales de 2.1m x 2.1m.

13

ABSTRACT

In San Antonio Mining Unit III, have opened conventional linear work 2.1 m. x 2.1

m.; in rock type and structural domain II and III predominantly, due to the lack of a

geomechanical study to determine the right kind of support for this work, this study

was conducted, in order to ensure stability and have safe work tasks. To carry out

this recommendation support, he had to perform geomechanical mapping of open

tasks, collecting data, structural domains, according to the requirements of RMR

Bienawski and Q Barton, we agenciamos of studies done in the main efforts , which

allows us to have greater certainty in determining the type of support.

Given the geomechanical rock type present in the work characteristics, the

dimensions of the work, the stresses to which they are subjected, the analyzes were

performed using the abacus suggested by Barton, for choosing the type of support;

then with a suggestion as to simulate Barton in the Phase 2 and Unwedge software,

and using numerical methods (finite elements), in which the main efforts include

definitively determine the appropriate maintenance for the II and III rock type.

As a result of this simulation, the result is that rock type to rock type II linear tasks

are specific or occasional bolts cemented 5 feet long and rock bolts cemented type

III 5-foot length is required, systematically spaced 1.20 mx 1.20 m, all these

recommendations for conventional linear 2.1 m. x 2.1 m.

14

CAPITULO I

1. INTRODUCCION

1.1. Realidad problemática

La Unidad Minera San Antonio III; pertenece al rubro de pequeña minería, la

cual explota mediante método subterráneo minerales de oro y plata. La unidad

minera se encuentra ubicada en el distrito de Cochorco, provincia Sánchez

Carrión, departamento de La Libertad, a una altitud de aproximadamente 1500

m.s.n.m.; entre las coordenadas -77°41’1.88’’, -7°45’52.61’’ y -77°40’29.75’’, -

7°43’39.73’’.

Cuenta con tres labores de explotación y dos de exploración las cuales se

han corrido sin tener en cuenta el tipo de roca a la que están enfrentando, por lo

que no tienen definido el tipo de sostenimiento adecuado para cada tipo de roca,

esto provoca que en ciertas zonas haya desprendimiento de roca ocasional; es

decir no cuenta con un estudio geomecánico que permita determinar los

elementos de sostenimiento adecuado (según el tipo de roca) para poder

estabilizar las labores y tener un ambiente seguro de trabajo.

Las labores en estudio se ubican sobre roca del tipo II y III (según clasificación

RMR-Bienawsky 1989) predominantemente; esto se puede evidenciar tanto en

las labores de explotación como de exploración. Además, este macizo rocoso se

encuentra afectado por la presencia de fallas y fracturas importantes que afectan

a la estabilidad de las excavaciones. La dirección de los esfuerzos

predominantes de la zona que son S1 (4.4 Mpa), horizontal en la dirección N-S

y S3 (9.0) que es casi vertical (78°-88°) y de magnitud el casi el doble de su

equivalente en la dirección E-W, cuya influencia es importante para el desarrollo

de las labores en la mina.

15

1.2. ANTECEDENTES.

De la revisión efectuada para la realización de este trabajo, se pudo rescatar

algunos de los siguientes antecedentes.

En el año 2009, Ballón y Cabanillas, en su investigación en encontrar el

sostenimiento según el estado tensional de la construcción de una cámara de

control recomienda que “Para realizar un diseño de una excavación es primordial

realizar un estudio minucioso de las principales fallas mayores de la zona de estudio

para determinar el estado tensional in situ del macizo rocoso con la finalidad de

obtener con mayor exactitud posible la dirección y magnitud de los esfuerzos

principales” (p. 67). (1) Cueva C., en su investigación de mecánica de rocas nos

dice:

Una buena parte del éxito de un proyecto de elección de sostenimiento adecuado

para labores mineras, reside en el amplio conocimiento, de las características

estructurales, del macizo rocoso en el cual se va a realizar la excavación.

Ciertamente no se puede escatimar costos en esta parte del proyecto, ya que

mucho más podría costar remediar un colapso. (p. 15) (2)

Geomecánica Latina S.A., en su investigación de mediciones de esfuerzos

tectónicos in-situ sector Batolito de Pataz concluye:

A diferencia de lo que ocurre en el territorio Chileno en donde la orientación

de estos esfuerzos S1 son marcadamente E-W y coinciden con la orientación de

empuje de la placa oceánica sobre la cordillera de los Andes, en el caso del

Batolito de Pataz los esfuerzos son marcadamente N-S y consecuentemente se

corresponden con una tectónica diferente.

Completando el complejo tectónico, el esfuerzo S3 es casi vertical y la magnitud

casi el doble de su equivalente en la dirección E-W. (p. 3) (4)

16

1.3. MARCO TEÓRICO.

1.3.1. Mecánica de Rocas.

La Mecánica de Rocas puede definirse como la ciencia que trata de la respuesta

de las rocas a los campos de fuerzas presentes en su entorno físico. Ésta, como la

mayor parte de las disciplinas encuadradas en las denominadas Ciencias de la

Tierra, nace por una parte de la búsqueda de explicaciones cualitativas y

cuantitativas a los fenómenos naturales y por otra, como consecuencia de la

actividad de los ingenieros que tratan de encontrar las mejores soluciones técnicas

para controlar el terreno en las minas y en las obras civiles y militares.

La estabilidad de las excavaciones ha preocupado desde siempre a los mineros,

que constantemente han tratado de establecer teorías racionales para su diseño.

La presencia de discontinuidades constituye el factor esencial del

comportamiento mecánico de una medio rocoso, cualquiera que sea la escala

considerada: La destrucción de una probeta entre placas de una prensa es

consecuencia de la propagación de las fisuras existentes en ella. La rotura de los

macizos rocosos se produce casi siempre según superficies de discontinuidad

preexistentes. El agua circula preferentemente por las discontinuidades, y las

fuerzas hidrodinámicas que produce se orientan básicamente de acuerdo a ellas.

Como sucede en todas las disciplinas, en Mecánica de Rocas no existe una

teoría unitaria, sino soluciones más o menos exactas a problemas individuales que

al agruparse constituyen el cuerpo de esta materia. (12)

1.3.2. Modelo Geomecánico.

En el modelo geomecánico se evalúan las propiedades mecánicas de la roca

intacta, de las discontinuidades y del macizo rocoso como tal. Las propiedades

mecánicas de los macizos rocosos deben incluir el estudio de los parámetros de

deformabilidad y de resistencia, a fin de estudiar el comportamiento del macizo

17

rocoso frente a procesos de desestabilización por efecto de la construcción de la

obra; esto implica el empleo de criterios de rotura aplicables en función de las

características del macizo rocoso. (6).

1.3.3. Modelo Empírico.

Se basa en las clasificaciones geomecánicas. Este procedimiento está

ampliamente aceptado por su facilidad de comprensión y aplicación, al relacionar

los problemas de diseño y construcción de túneles con las calidades de los macizos

rocosos en los que se sitúan. Sin embargo, no se puede garantizar su precisión

considerando que son válidas en las fases de viabilidad y anteproyecto.

1.3.4. Modelo Numérico.

Cuando las soluciones exactas no son totalmente aplicables debido a las

condiciones de contorno o de frontera, se recurre a los métodos numéricos. En el

modelo numérico confluye una parte de la información obtenida en los dos modelos

anteriores, principalmente del modelo geomecánico. En este modelo, el análisis

tenso-deformacional es objeto de estudio, lo cual se obtiene una vez satisfechas las

condiciones de contorno del problema, las ecuaciones diferenciales de equilibrio y

las ecuaciones constitutivas del material. La ventaja del modelo numérico consiste

en la posibilidad de calcular las tensiones deformacionales de un cuerpo sometido

a fuerzas externas.

En la actualidad, el uso de los métodos numéricos en Geomecánica ha venido a

ser cada vez más popular, debido fundamentalmente a las constates mejoras de los

programas y equipos de computación. A pesar de las limitaciones y suposiciones

de las que hace uso, la formulación numérica permite obtener información no

proporcionada por los métodos convencionales. Así, es posible estudiar los

mecanismos de rotura del macizo rocoso, identificar las zonas de concentración de

tensiones, las posibles zonas de plastificación del macizo rocoso y evaluar las

necesidades de sostenimiento, todo esto como consecuencia de la implementación

de una obra en el macizo rocoso. (7)

18

1.3.5. Caracterización Geomecánica del macizo rocoso.

En todo macizo rocoso inalterado, existe un campo de esfuerzos originado por

el peso de la roca superyacente; este campo sufre modificaciones al producirse la

excavación subterránea.

En el curso de las diferentes etapas de la excavación, estos esfuerzos

modificados que podemos llamar “empujes de roca” son muy variables con el tiempo

y posición, por tanto, es casi imposible la medición de sus dimensiones e

intensidades.

En la zona del macizo que circunda al límite de la excavación, se puede crear

contracciones que sobrepasan a las tensiones admitidas por la roca, entonces la

excavación es inestable, por lo que esta roca circundante necesita ser soportada

con el fin de conseguir equilibrio y estabilización.

La roca de la corteza terrestre está sometida a un estado de esfuerzos “in situ”,

y cuando se efectúa una excavación estos esfuerzos se distribuyen y redistribuyen

en las inmediaciones de ésta. Por lo tanto, es necesario conocer o estimar el estado

de los esfuerzos pre-existentes.

Es importante determinar que estas estimaciones se efectúen dentro del término

“elástico”, utilizado para describir materiales en los que el trabajo que se aplica

sobre su cuerpo es totalmente recuperable, una vez que las fuerzas que originan

las deformaciones han terminado. (8)

Actualmente los dos sistemas de clasificación de más uso general de la masa

rocosa son la geomecánica de RMR, Bieniawski 1989 y el índice de sistema Q,

Barton y otros 1974. Estos sistemas de clasificación incluyen la elección o

designación de calidad de la roca (RQD), que fue introducido por D.U Deere en 1964

como índice para determinar cuantitativamente la calidad de la roca. Además de

RMR, RQD, el sistema Q, hay muchos otros.

1.3.5.1. El criterio RMR de Bieniawski (1989)

19

Presentada por el ingeniero Bieniawski en 1973 y modificada sucesivamente en

1976, 1979, 1984 y 1989.

Permite hacer unas clasificaciones de las rocas “in situ” y estimar el tiempo de

mantenimiento y longitud de un vano. Consta de un índice de calidad RMR (Rock

Mass Rating), independiente de la estructura, y de un factor de corrección.

Parámetros a calificar: Este criterio toma en cuenta cinco parámetros:

1.3.5.1.1. La resistencia compresiva (Rc)

La resistencia compresiva de la roca intacta, que puede ser determinada con

golpes de picota o con otros procedimientos como los ensayos de laboratorio o con

rebotes del martillo Schmith y usando la gráfica siguiente.

Figura 1. Ábaco de Resistencia de Rebotes de Martillo Schmith

Fuente: Nerio, R. Excavación y Sostenimiento de Túneles en Roca

20

1.3.5.1.2. El RQD (Rock Quality Designation)

Que puede ser determinado utilizando los testigos de las perforaciones

diamantinas, o calculado a partir de una fórmula donde interviene el número de

fracturas por metro lineal.

RQD= -3.68*l+110.4 donde l: N° de discontinuidades/m lineal

- El espaciamiento de las discontinuidades.

- La condición de las discontinuidades, referidas en este caso a la persistencia,

apertura, rugosidad, relleno y meteorezación.

- La presencia de agua

Tabla N° 01-Clasificación RMR de Bienawski

21

El valor de RMR encontrado debe ser corregido tomando en cuenta como se

presentan las discontinuidades con el avance de la excavación.

Si la excavación avanza cruzando en forma más o menos perpendicular al

sistema principal de discontinuidades y el buzamiento de éstas es empinado a

favor del avance, no se requiere ninguna corrección, porque ésta es la condición

más favorable para la estabilidad de la excavación. Si el buzamiento fuera

menos empinado (<45°), la corrección sería (-2).

Si la excavación avanza cruzando en forma más o menos perpendicular al

sistema principal de discontinuidades y el buzamiento de estas es empinado en

contra del avance, la corrección sería (-5). Si el buzamiento fuese menos

empinado (<45°), la corrección sería (-5).

Si la excavación avanza cruzando en forma más o menos paralela al sistema

principal de discontinuidades y el buzamiento de estas es empinado, la

corrección sería (-12), porque ésta es la condición más desfavorable para la

estabilidad de la excavación. Si el buzamiento fuese menos empinado (<45°),

la corrección sería (-5).

En general, si el sistema principal de discontinuidades se presenta con bajo

buzamiento (<20°), la corrección sería (-5). (5)

1.3.5.2. Rock Tunnelling Quality Index-Sistema “Q”

Desarrollado por el NGI (Insituto Geotécnico Noruego), basado en casos

históricos en Escandinavia. Barton y otros en 1974. Los valores numpericos oscilan

entre 0.001 y 1000. Este método se calcula de la siguiente manera.

Q =𝑅𝑄𝐷

𝐽𝑛+

Jr

𝐽𝑎+

Jw

𝑆𝑅𝐹

RQD (Rock Quality Designation)

Jn: índice de diaclasado (N° de familias de discontinuidades)

Jr: índice de rugosidad de las discontinuidades.

22

Ja: índice de alteración de las discontinuidades.

Jw: factor de reducción por presencia de agua

SRF: factor de reducción por tensiones.

RQD/Jn: Representa crudamente el “tamaño” de los bloques presentes.

Jr/Ja: Representa rugosidad y características de resistencia al corte de las diaclasas

(paredes y/o relleno)

Jw/SRF: Representa las tensiones activas. Presión de agua y estado tensional para

distintos tipos de macizos encontrados durante la excavación.

Observación: No se incluye orientación de discontinuidades.

Tabla N° 02-Valoración de Jn

numero de sistemas de fisuras Jn

1. para cruces en

tuneles utilizar:

(3.0x Jn)

2. para portales

usar: (2.0x Jn)

Amasivo, sin o con pocas fisuras 05-1.0

B. un sistema de fisura 2

C. un sistema de fisuras + una aislada 3

D. dos sistemas de fisuras 4

E. dos sistemas de fisuras + una

aislada.

6

F. tres sistemas de fisuras 9

G. tres sistemas de fisuras + una

aislada

12

H. cuatro o mas sistemas de fisuras,

fisuración intensa, etc.

15

J. roca triturada, terregal 20

Tabla N° 03-Valoración Jr

3. numero de rugosidad de las

fisuras

Jr

23

a. contacto en las paredes.

b. contacto en las paredes

antes de un cizalleo de 10cm.

A. fisuras sin continuidad.

B. rugosas o irregulares,

ondulaciones.

C. ondulación suave.

D. ondulación pulida.

E. rugosas e irregulares, planas

F. lisas y planas

G. planar pulido

4

3

2

1.5

1.5

1.0

0.5

1. añadir 1.0 si el

espaciamiento medio del

sistema de juntas es > a

3m.

2. Jr=0.5 se puede usar

para fisuras de fricción

planas y que tengan

alineamientos con la

condición de que estas

estén orientadas para la

resistencia mínima.

c. sin contacto de roca

después de un cizalleo de 10cm.

J. zona que contiene minerales

arcillosos de espesor suficiente

para impedir el contacto de

paredes.

H. zona arenosa, de grava o roca

triturada de espesor suficiente

para impedir el contacto entre

paredes.

1.0

(nominal)

1.0

(nominal)

Tabla N° 04-Valoración de Ja y Jw

4. numero de alteración de las

juntas

Ja Ør grados

(approx.)

1. los valores

de Ør , el

ángulo residual,

se tiene como

guía

a. contacto en las paredes de

roca.

A. relleno soldado, duro,

inhablandable, impermeable.

0.75

1.0

25-35

24

B. paredes inalteradas, solo con

manchas en la s paredes

(oxidación)

C. paredes ligeramente alteradas

con recubrimiento de minerales

inhablandables, partículas

arenosas, roca triturada sin

arcilla.

D. recubrimientos limosos o

arenoarcillosos, pequeñas

partículas de arcilla

(inhablandable).

E. recubrimientos ablandables o

con arcilla de baja fricción (mica

o kaolinita). También clorita,

talco, yeso y grafito. Pequeñas

cantidades de arcillas expansivas

(recubrimientos sin

discontinuidad de 1-2mm de

espesor o menos)

2.0

3.0

4.0

25-30

20-25

8-16

aproximada a

las

características

mineralógicas

de los

productos de

alteración

presentes.

5. factor por reducción por

agua en las fisuras

Jw Approx.

presión de

agua

(Kgf/cm2)

1. los factores C

a F son

estimaciones

aprox. Aumenta

Jw si se instalan

drenes..

A. excavación seca o con poca

infiltración(<0.5l/min)

B. infiltración mediana con lavado

ocasional de los rellenos

C. gran infiltración a presión alta

en roca competente con juntas

sin relleno.

1.0

0.66

0.5

0.33

<1.0

1.0-2.5

2.5-10.0

2.5-10.0

25

Tabla N°05-Valoración del SRF

DESCRIPCION VALORES NOTAS

6. factor de reducción d

esfuerzos

σc /σ1 σT σ1 SRF

2. para un campo virgen de

esfuerzos fuertemente

anisótropo (si s e miden

cuando 5=< σ1/σ3=<10,

reducir σc a 0.8 σc y σt a 0.8

σt. cuando σ1/σ3>10, reducir

σc y σt a 0.6 σc y 0.6 σt,.

donde:

σc: fuerza compresiva no

confinada.

σt: Fuerza de tensión (carga

del punto) y σ1 y σ3 son las

fuerzas mayor y menor

principales.

3. hay pocos casos

reportados donde el techo

b. roca competente,

problemas de esfuerzos.

H. esfuerzo bajo, cerca de la

superficie.

J. esfuerzo medio.

K. esfuerzo grande,

estructura muy cerrada.

(Ligeramente favorable para

la estabilidad, pero puede ser

desfavorable para la

estabilidad )

L. desprendimiento

moderado de la roca masiva.

M. desprendimiento intenso

de la roca masiva

>200

200.10

10-5

5-2.5

<2.5

>13

13-

0.66

0.66-

0.33

0.33-

0.16

<0.16

2.5

1.0

0.5-2

5-10

10-20

c. roca compresiva, flujo

plástico de roca

D. gran infiltración a presión alta,

lavado importante de los rellenos.

E. infiltración o presión

excepcionalmente altas con las

voladuras.

F. infiltración o presión

excepcionalmente altas en todo

momento.

0.2-

0.1

0.1-

0.05

>10

>10

2. los

problemas

especiales

causados por la

presencia de

hielo so se

toman en

cuenta.

26

incompetente bajo la

influencia de presiones altas

de la roca.

N. presiones compresivas

moderadas.

O. presiones compresivas

altas.

5-10

10-20

abajo de la superficie es

menor que le ancho del claro.

Se sugiere que SRF sea

aumentado de 2.5 a 5 para

estos casos. (ver H).

d. roca compresiva, acción

química expansiva

dependiendo de la presencia

de agua.

P. presiones expansivas

moderadas

R. presiones expansiva

altas.

5-10

10-15

Fuente: Cueva C. (1999) Mecánica de Rocas

En relación al valor del índice Q para la estabilidad y soporte requiere de

excavaciones subterráneas, Barton et el (1974), adiciona y define el parámetro De

que llamaron la dimensión equivalente de la excavación. Se obtiene de la siguiente

manera:

𝐷𝑒 =claro de la excavación, diámetro o altura (m)

cociente de soporte de la excavación ESR

El valor de ESR se relaciona con el uso de la excavación y con el grado de

seguridad o soporte que se elija instalado para mantener la estabilidad de la

excavación.

27

Barton (1974) sugiere los siguientes valores:

Tabla N°06-Valoración del ESR

Categoría de la excavación ESR

A aberturas temporales de la mina. 3-5

B aberturas de mina permanentes,

túneles de agua para la energía

hidráulica (excepto las compuertas de

alta presión), túneles piloto y derivas

para las excavaciones grandes.

1.6

c. cuartos de almacenaje,

depuradoras, caminos de menor

importancia, túneles ferroviarios y

túneles del acceso

1.3

D. centrales eléctricas, carretera

principal y túneles ferroviarios,

compartimientos de defensa civil,

intersecciones puertarias.

1.0

E centrales nucleares subterráneos,

ferrocarriles, instalaciones públicas,

fábricas.

0.8


De acuerdo con estudios, Bieniawsky (1976) fue el primer autor en sugerir una

correlación entre el sistema- RMR y el sistema Q. (9)

RMR=9LnQ+44

28

Figura N° 01-Ábaco de Elección de Sostenimiento con Valoración Q.


1.3.6. Tenso-deformación.

29

El comportamiento esfuerzo-deformación de un cuerpo viene definido por la

relación entre los esfuerzos aplicados y las deformaciones producidas, y hace

referencia a como se va deformando y como va variando el comportamiento del

material rocoso a lo largo de la aplicación de carga o dicho de otro modo como varía

la resistencia del material rocoso para determinados niveles de deformación.

Las tensiones naturales son aquellas encontradas antes de la excavación o en

ausencia de cualquier perturbación causada por la ejecución de una obra de

ingeniería, dentro de este grupo se tienen. (6)

1.3.6.1. Tensiones de tipo gravitatorio.

La componente de tensión debido a la fuerza de la gravedad, tensión vertical

σy, resulta del peso de una columna de roca por unidad de área de un segmento

de la corteza terrestre, es definida como:

σy=yZ

σy: Tensión vertical;

y: Peso específico;

Z: Profundidad.

Por otra parte, la tensión horizontal σh, es más difícil de ser determinada, pues

depende de la historia geológica del materia y otros factores tales como tectonismo,

topografía horizontal, con desplazamientos horizontales nulos, la tensión Horizontal

es calculada a través de las relaciones de elasticidad:

Σh= (v/(1-v)) σy

Donde v es el coeficiente de poisson y varía entre 0.15 y 0.35 de manera general.

1.3.6.2. Tensiones de origen tectónico.

30

Están asociadas al movimiento relaivo de las placas litosféricas y son

provenientes de las fuerzas matrices de la tierra. La estimativa de orientación y

magnitud de estas tensiones es una tarea de difícil ejecución y depende de

informaciones correspondientes a los movimientos tectónicos y actividades

sísmicas. (6)

1.3.6.3. Influencia de los esfuerzos.

A medida que la profundidad de minado aumenta (mayor encampane), en

general los esfuerzos naturales en toda la masa rocosa también van

incrementándose, debido principalmente al peso de la roca sobreyacente o

denominada también carga litostática. Cuando se apertura una labor minera en esta

masa rocosa, se rompe el campo de esfuerzos naturales y se induce un nuevo

estado de esfuerzos en la roca circundante a la excavación. Conforme avanza el

minado, los esfuerzos inducidos pueden concentrarse en ciertos lugares de las

excavaciones, en otros pueden disiparse. Particularmente en las áreas de

concentración de esfuerzos, éstos pueden exceder la resistencia de la roca,

generando problemas de inestabilidad en la masa rocosa de las excavaciones,

significando problemas potenciales de caída de rocas. (5)

Si los elementos de sostenimiento son instalados mientras exista un contacto

íntimo con la roca (caso del concreto rociado, pernos de roca, anclajes), éstos

tomarán la deformación de la roca por una atracción de cargas e intercambio en la

redistribución de esfuerzos y deformaciones. (8)

1.3.7. Estabilidad del macizo rocoso.

La estabilidad de la roca circundante a una excavación simple como un tajeo,

una galería, un crucero, una estación de pique, una rampa, etc, depende de los

esfuerzos y de las condiciones estructurales de la masa rocosa detrás de los bordes

de la abertura. Las inestabilidades locales son controladas por los cambios locales

en los esfuerzos, por la presencia de rasgos estructurales y por la cantidad de daño

causado a la masa rocosa por la voladura. En esta escala local, el sostenimiento es

31

muy importante porque resuelve el problema de la estructura de la masa rocosa y

de los esfuerzos, controlando el movimiento y reduciendo la posibilidad de falla en

los bordes de la excavación.

El término “sostenimiento” es usado aquí para cubrir los diversos aspectos

relacionados con los pernos de roca (de anclaje mecánico, de varillas de fierro

corrugado o barras helicoidales ancladas con cemento o con resina, split sets y

swellex), cables, malla, cintas de acero (straps), concreto lanzado (shotcrete) simple

y con refuerzo de fibras de acero, cimbras de acero, gatas, madera (puntales,

paquetes, cuadros y conjuntos de cuadros), relleno y algunas otras técnicas de

estabilización de la masa rocosa. Todos estos elementos son utilizados para

minimizar las inestabilidades de la roca alrededor de las aberturas mineras.

En masas rocosas masivas o levemente fracturadas con excavaciones bien

perfiladas, habrá una mínima necesidad de sostenimiento. En masas rocosas

fracturadas o estratificadas con excavaciones bien perfiladas, habrá un incremento

en la necesidad de sostenimiento. En masas rocosas intensamente fracturadas y

débiles o en zonas de falla o de corte, definitivamente habrá necesidad de planear

cuidadosamente el sostenimiento. En condiciones de altos esfuerzos, los cuales

inducen fallas en la masa rocosa de las excavaciones, será esencial plantear

estrategias especiales de sostenimiento. (5)

1.3.7.1. Pernos de Roca.

Los sistemas de reforzamiento con pernos de roca minimizan las deformaciones

inducidas por el peso muerto de la roca aflojada, así como también aquellas

inducidas por la redistribución de los esfuerzos en la roca circundante a la

excavación. En general, el principio de su funcionamiento es estabilizar los bloques

rocosos y/o las deformaciones de la superficie de la excavación, restringiendo los

desplazamientos relativos de los bloques de roca adyacentes. En roca masiva o

levemente fracturada y en rocas fracturadas, el papel principal de los pernos de roca

es el control de la estabilidad de los bloques y cuñas rocosas potencialmente

inestables. Esto es lo que se llama también el “efecto cuña”. Cuando los bloques o

32

cuñas son aislados solo amerita estabilizarlas con pernos aislados, a esto es lo que

se denomina también, sostenimiento aislado o esporádico, de lo contrario lo usual

será el sostenimiento sistemático en todo el techo y/o paredes de la excavación,

según sea requerido.

1.3.7.1.1. Pernos de anclaje mecánico.

Un perno de anclaje mecánico, consiste en una varilla de acero usualmente de

16 mm de diámetro, dotado en su extremo de un anclaje mecánico de expansión

que va al fondo del taladro. Su extremo opuesto puede ser de cabeza forjada o con

rosca, en donde va una placa de base que es plana o cóncava y una tuerca, para

presionar la roca. Siempre y cuando la varilla no tenga cabeza forjada, se pueden

usar varios tipos de placas de acuerdo a las necesidades de instalación requeridas.

Este tipo de pernos es relativamente barato. Su acción de reforzamiento de la

roca es inmediata después de su instalación. Mediante rotación, se aplica un torque

de 135 a 340 MN (100 a 250 lb/pie) a la cabeza del perno, el cual acumula tensión

en el perno, creando la interacción en la roca.

Figura N° 02-Perno de Anclaje Mecánico

Fuente: Manual de Geomecánica-Sociendad Nacional de Minería, Petroleo y

Energía (2004)

1.3.7.1.2. Pernos de varilla cementados o con resina.

Consiste en una varilla de fierro o acero, con un extremo biselado, que es

confinado dentro del taladro por medio de cemento (en cartuchos o inyectados),

33

resina (en cartuchos) o resina y cemento. El anclaje entre la varilla y la roca es

proporcionado a lo largo de la longitud completa del elemento de refuerzo, por tres

mecanismos: adhesión química, fricción y fijación, siendo los dos últimos

mecanismos los de mayor importancia, puesto que la eficacia de estos pernos está

en función de la adherencia entre el fierro y la roca proporcionada por el cementante,

que a su vez cumple una función de protección contra la corrosión, aumentando la

vida útil del perno. De acuerdo a esta función, en presencia de agua, particularmente

en agua ácida, el agente cementante recomendado será la resina, en condiciones

de ausencia de agua será el cemento.

Figura N° 03 - Perno de varilla corrugada.


Energía (2004)

Los pernos de varilla cementada o con resina son generalmente usados como

refuerzo permanente, pero también pueden ser utilizados como refuerzo temporal

34

en varias condiciones de roca, desde rocas de buena a mala calidad, constituye el

mejor sistema para rocas de muy mala calidad y también para rocas en ambientes

de altos esfuerzos. En presencia de discontinuidades abiertas y/o vacías, no es

recomendable su uso a menos que la inyección de la pasta de cemento pueda ser

chequeada. (5)

1.3.7.1.3. Split Set.

El split set, consiste de un tubo ranurado a lo largo de su longitud, uno de los

extremos es ahusado y el otro lleva un anillo soldado para mantener la platina. Al

ser introducido el perno a presión dentro de un taladro de menor diámetro, se genera

una presión radial a lo largo de toda su longitud contra las paredes del taladro,

cerrando parcialmente la ranura durante este proceso. La fricción en el contacto con

la superficie del taladro y la superficie externa del tubo ranurado constituye el

anclaje, el cual se opondrá al movimiento o separación de la roca circundante al

perno, logrando así indirectamente una tensión de carga.

Figura N° 04-Split Set


Energía (2004)

1.3.7.1.4. Swellex.

También es un perno de anclaje por fricción, pero en este caso la resistencia

friccional al deslizamiento se combina con el ajuste, es decir, el mecanismo de

35

anclaje es por fricción y por ajuste mecánico, el cual funciona como un anclaje

repartido.

El perno swellex está formado por un tubo de diámetro original de 41 mm y puede

tener de 0.6 a 12 m de longitud o más (en piezas conectables), el cual es plegado

durante su fabricación para crear una unidad de 25 a 28 mm de diámetro. Éste es

insertado en un taladro de 32 a 39 mm de diámetro. No se requiere ninguna fuerza

de empuje durante su inserción. La varilla es activada por inyección de agua a alta

presión (aproximadamente 30 MPa ó 300 bar) al interior del tubo plegado, el cual

infla al mismo y lo pone en contacto con las paredes del taladro, adaptándose a las

irregularidades de la superficie del taladro, así se consigue el anclaje.

Figura N°-05-Swellex


Energía (2004)

1.3.7.1.5. Cables.

Aparte de su fabricación y capacidad de carga, no hay diferencias significativas

entre los pernos de varilla cementados y los cables inyectados con pasta de

36

cemento. En ellos rigen los mismos principios de funcionamiento, en el caso de los

cables hay que adicionar a la acción del refuerzo, la acción de sujeción de los

bloques rocosos sueltos, sin embargo, en el caso de pequeños bloques rocosos

sueltos, los cables son inefectivos, siendo necesario complementar el sostenimiento

con pernos de roca y/o malla y/o concreto lanzado (shotcrete).

Los cables son elementos de reforzamiento, hechos normalmente de alambres

de acero trenzados, los cuales son fijados con cemento dentro del taladro en la

masa rocosa. El cable comúnmente usado es el denominado “trenzado simple”

conformado por 7 alambres, que en conjunto tienen 5/8” de diámetro, con una

capacidad de anclaje de 25 Ton. Pueden ser usados en cualquier longitud, en el

rango de 5 a 30 m, ya sea en la modalidad de cable simple o doble. Desde luego

hay una gran variedad de cables, destacando en la industria minera aparte del

indicado, los cables destrenzados y los cables bulbados, para mejorar la

adherencia del cable con el cemento.

Figura N° 06-Cables


Energía (2004)

1.3.7.1.6. Malla Metálica.

37

La malla metálica principalmente es utilizada para los siguientes tres fines:

primero, para prevenir la caída de rocas ubicadas entre los pernos de roca,

actuando en este caso como sostenimiento de la superficie de la roca; segundo,

para retener los trozos de roca caída desde la superficie ubicada entre los pernos,

actuando en este caso como un elemento de seguridad; y tercero, como refuerzo

del shotcrete. Existen dos tipos de mallas: la malla eslabonada y la malla

electrosoldada.

La malla eslabonada o denominada también malla tejida, consiste de un tejido

de alambres, generalmente de # 12/10, con cocadas de 2”x2” ó 4”x4”, construida en

material de acero negro que puede ser galvanizada para protegerla de la corrosión.

Por la forma del tejido es bastante flexible y resistente. Esta malla no se presta para

servir de refuerzo al concreto lanzado, por la dificultad que hay en hacer pasar el

concreto por las mallas, no recomendándose para este uso.

Figura N° 07-Malla Eslabonada


Energía (2004)

La malla electrosoldada consiste en una cuadrícula de alambres soldados en sus

intersecciones, generalmente de # 10/08, con cocadas de 4”x4”, construidas en

material de acero negro que pueden ser galvanizada. Esta malla es recomendada

para su uso como refuerzo del concreto lanzado (shotcrete). La malla viene en rollos

38

o en planchas. Los rollos tienen 25 m de longitud x 2.0 m de ancho y las planchas

usualmente tienen 3.0 m de longitud x 2.0 m de ancho.

Figura N° 08-Malla Electro Soldada


Energía (2004)

1.3.7.1.7. Cintas de Acero-Straps.

Estos elementos de sostenimiento usualmente tienen 1.8 m de longitud, 10 cm

de ancho y 4 mm de espesor, están provistas de agujeros de 39 mm x 65 mm, para

permitir pasar por ellos los pernos de roca a fin de fijarlos sobre la superficie de la

roca.

Figura N° 09-Straps

39


Energía (2004)

1.3.7.1.8. Shotcrete

Concreto lanzado (shotcrete) es el nombre genérico del concreto cuyos

materiales componentes son: cemento, agregados, agua, aditivos y elementos de

refuerzo, los cuales son aplicados neumáticamente y compactados dinámicamente

a alta velocidad sobre una superficie.

La tecnología del shotcrete comprende los procesos de mezcla seca y de mezcla

húmeda.

En el proceso de mezcla seca, los componentes del shotcrete seco o ligeramente

pre-humedecidos, son alimentados a una tolva con agitación continua. El aire

comprimido es introducido a través de un tambor giratorio o caja de alimentación

para transportar los materiales en un flujo continuo hacia la manguera de suministro.

El agua es adicionado a la mezcla en la boquilla.

En el proceso de mezcla húmeda, los componentes del shotcrete y el agua son

mezclados antes de la entrega a una unidad de bombeo de desplazamiento positivo,

la cual luego suministra la mezcla hidráulicamente hacia la boquilla, donde es

añadido el aire para proyectar el material sobre la superficie rocosa.

El producto final de los procesos de shocrete ya sea seco o húmedo es similar.

El sistema de mezcla seca tiende a ser más utilizado en la minería subterránea,

debido a que generalmente usa equipos pequeños y compactos, los mismos que

pueden ser movilizados en forma relativamente fácil en la mina. El sistema de

mezcla húmeda es ideal para aplicaciones de alta producción, como en piques

40

profundos o labores de avance de gran longitud y donde los accesos permiten

operar al equipo de aplicación de shotcrete sobre una base más o menos continua.

Las decisiones para usar procesos de shotcrete seco o húmedo, son usualmente

adoptadas para cada sitio en particular.

1.3.7.1.9. Cimbras Metálicas.

Este típico sostenimiento pasivo o soporte es utilizado generalmente para el

sostenimiento permanente de labores de avance, en condiciones de masa rocosa

intensamente fracturada y/o muy débil, que le confieren calidad mala a muy mala,

sometida a condiciones de altos esfuerzos. Para lograr un control efectivo de la

estabilidad en tales condiciones de terreno, las cimbras son utilizadas debido a su

excelente resistencia mecánica y sus propiedades de deformación, lo cual

contrarresta el cierre de la excavación y evita su ruptura prematura. La ventaja es

que este sistema continúa proporcionando soporte después que hayan ocurrido

deformaciones importantes.

Las cimbras son construidas con perfiles de acero, según los requerimientos de

la forma de la sección de la excavación, es decir, en forma de baúl, herradura o

incluso circulares, siendo recomendable que éstos sean de alma llena. Hay dos

tipos de cimbras, las denominadas “rígidas” y las“deslizantes o fluyentes”. Las

primeras usan comúnmente perfiles como la W, H, e I, conformadas por dos o tres

segmentos que son unidos por platinas y pernos con tuerca. Las segundas usan

perfiles como las V y Ù, conformadas usualmente por tres segmentos que se

deslizan entre sí, sujetados y ajustados con uniones de tornillo. (5)

Figura N° 10-Cimbras Metálicas

41


Energía (2004)

1.3.8. Rumbo:

Como ya se ha mencionado, la definición del rumbo es el ángulo, respecto al

norte, que forma la línea de intersección del estrato con un plano horizontal.

La forma más clásica de medir es buscar un plano representativo del estrato y medir

con la brújula del geólogo. Lo normal es que esta brújula tiene una tapa que se

coloca junto al plano del estrato y que la parte que contiene la brújula se puede

colocar horizontalmente

1.3.9. Buzamiento:

El buzamiento es la inclinación que muestra el estrato respecto a un plano

horizontal. La manera de medir el buzamiento es la siguiente: Se busca un plano de

estrato y se coloca el clinómetro con la parte de arriba o con la parte de abajo, según

la situación, paralelo al plano del estrato. Es importante de medir la máxima

inclinación, que es la inclinación perpendicular al rumbo. Por esta razón

normalmente primero se determina el rumbo. Si uno tiene ayuda y una tabla recta,

también se puede colocar la tabla sobre el plano y medir a lo largo de la tabla.

42

1.3.10. Dip y Dip Direction:

El tipo de notación más fácil y más eficiente. Solo dos números permiten la

descripción y definición de cualquier plano. El primer número (ejemplo: 320/...) es la

dirección de inclinación (dip direction), el valor azimutal en grados (º) hacia donde

el plano se inclina. Un plano con inclinación hacia al norte entonces tiene 0º hacia

al este corresponde a 90º; hacia al sur 180º; hacia oeste= 270º. Entonces el primer

número (la dirección de inclinación) puede llegar hasta 360º.

El manteo (inclinación) siempre es el ángulo pequeño entre la horizontal y el

plano geológico y es perpendicular al dip direction. Nunca puede ser superior de

90º.

Este tipo de notación es fácil y rápido por tener solo dos números. Es muy

recomendable usar este tipo de notación. No hay tantos errores a gracias de una

definición fácil y única.

1.3.11. Método de elementos finitos:

Un elemento finito es parte de una estructura cuyo comportamiento local

reproduce el comportamiento global del problema. El método de los elementos

finitos es una forma de obtener una solución numérica a un problema específico.

El método de elementos finitos consiste en cortar la estructura en partes

(elementos) cuyo comportamiento se describe en forma simplificada. Éstos

elementos son reconectados a través de puntos clave (nodos), los nodos y

elementos pueden ser varios cientos o miles lo que hace necesario el uso de

computadoras para su solución.

Una de las ventajas de este método es su facilidad de implementación en un

programa computacional, que a su vez es una condición básica para su utilización

ya que para el tratamiento de un problema en particular debe efectuarse un número

muy elevado de operaciones para resolver sistemas algebraicos del orden de

cientos o miles de ecuaciones. No obstante, esta cantidad no es una limitación con

las computadoras estándar de hoy. (9)

43

1.3.12. Software Dips.

Software que interpreta la información recopilada, mediante el mapeo por línea

de detalle y mapeo por celdas. Se encarga de procesar los datos estructurales de

las características geomecánicas del macizo rocoso; con ello determinará, sistemas

de familias principales, fallas y los representará mediante polos. Un detalle

importante es que nos indicará las condiciones (favorables o desfavorables) de la

excavación respecto a la o las familias de discontinuidades principales.

1.3.13. Software Phase2.

Software que analiza los cálculos tenso-deformacionales del macizo rocoso,

mediante modelos matemáticos (matriciales) como son los elementos de contorno

y los elementos finitos. El programa nos representa todas las condiciones

geomecánicas del macizo y determina la estabilidad de este, con el manejo de

etapas de operatividad y factores de seguridad respectivos.

Las modelaciones mediante el uso del software Phase2, están basadas en el

método de loes elementos finitos lo que nos permite tener un alto grado de

confiabilidad en los resultados además, nos permite determinar la estabilidad del

macizo rocoso, en relación con los abiertos máximos, factores de seguridad

respectivos y dimensionamiento del tipo de sostenimiento.

Efectuar la implementación del sostenimiento en una excavación subterránea,

tan solo con la experiencia empírica que cuente el personal en esta actividad

ocasionaría defectos o sobre dimensionamiento del sostenimiento, hacer uso del

phase2 constituye una herramienta informática que permite el mejor conocimiento

del comportamiento del material rocoso alrededor de la excavación. (7)

1.4. ENUNCIADO DEL PROBLEMA.

¿Cuál es el sostenimiento adecuado, en labores lineales convencionales en

roca tipo II y III presentes en la Unidad Minera San Antonio III-Sánchez Carrión?

44

1.5. FORMULACIÓN DE LA HIPÓTESIS.

El sostenimiento adecuado, determinado mediante el método empírico y

numérico, para roca del tipo II (Granito) en labores lineales son pernos

cementados puntuales u ocasionales de 5 pies de longitud y para roca del tipo

III (Granito) se requiere pernos cementados de 5 pies de longitud, espaciados

sistemáticamente 1.20 m x 1.20 m.

1.6. OBJETIVOS.

1.6.1. Objetivo General:

Determinar el sostenimiento adecuado para las labores lineales convencionales

en tipos de roca II y III en la Unidad Minera San Antonio III (Granito), mediante

métodos empíricos (RMR, RQD y Q) y numéricos (simulación en software Dips y

Phase2).

1.6.2. Objetivos específicos:

Obtener un modelo geomecánico de las labores de la mina.

Simular el comportamiento mecánico de los tipos de roca presentes en la unidad,

ante una excavación

Definir las direcciones de las familias de discontinuidades más importantes en la

zona.

Aplicar los métodos empíricos y numéricos de la geomecánica para determinar

un tipo de sostenimiento.

Determinar aberturas máximas y tiempos de soporte para cada tipo de roca.

45

CAPITULO II

2. MATERIALES Y METODOS

2.1. Material de Estudio

2.1.1. Universo o Población

Roca de las labores convencionales lineales de la Unidad Minera San Antonio III.

2.1.2. Muestra.

Roca del tipo II y III, de la Unidad Minera San Antonio III (Caliza y Granito)

2.1.3. Características del Material de Estudio.

Las labores convencionales lineales en estudio, denominadas según sus tres

últimos números de su coordenada norte, son: Labor 730, Labor 790 y Labor 810;

los cuales comparten el mismo diseño como:

- Ancho: 2.1 metros

- Alto: 2.1 metros

- Longitud: variable de labor en labor (Plano N°1)

- Densidad: 2.7 TM/m3

- Tipo de roca: II y III

2.1.4. Equipos e Instrumentos.

Martillo de Geólogo.

Martillo Schmith

Flexómetro.

Brújula.

Protactor.

Computadora Personal.

46

2.1.5. Software.

Phase 2 5.0

Dips 5.1

Unwedge 3.0

Microsoft Excel 2013

Autocad 2012

Microsoft Word 2013

2.2. Métodos y Procedimientos.

2.2.1. Método.

La metodología para el proceso de desarrollo del proyecto es descrita

mediante el flujograma de procesos que se representa a continuación:

FLUJOGRAMA DE LA METODOLOGÍA

Etapa 1: inicio

Etapa 2: Recopilación de Datos e

Información

Etapa 3: Selección y preparación del equipo,

para el mapeo geomecánico de las labores.

Etapa 6: Elección del tipo de sostenimiento

según ábacos de RMR y Q.

Etapa 4: determinación de las características de la roca

presente en las labores necesarias para la clasificación RMR

Etapa 5: Procesamiento de datos obtenidos, para

adquirir clasificación geomecánica según RMR, RQD y Q.

47

2.2.2. Procedimiento.

Actividades a realizar:

a.- Recopilación de datos e información: dentro de los datos a estudiar tenemos,

planos topográficos superficiales y labores subterráneas, datos geológicos, estudios

de Over-Coring Realizados en la Zona.

b.- Selección de los instrumentos para mapeo geomecánico, como: brújula, pico de

geólogo, flexómetro, lapicero de punta de titanio y tablas geomecánicas.

c.- Mapeo Geomecánico Práctico, identificando las características de la roca

presente de las labores lineales abiertas según requerimiento del RMR como:

Resistencia a la compresión Uniaxial, RQD (%), espaciamiento, condición de juntas,

presencia de agua subterránea, dirección de la abertura y dirección de las

principales familias de juntas.

d.- Procesamiento de los datos obtenidos en el mapeo geomecánico, para la

valoración y análisis del tipo de roca según RMR y Q de Barton.

e.- Elección del tipo de sostenimiento según ábacos de RMR y Q de Barton.

f.- Elección del tipo de sostenimiento por el método numérico con la ayuda del

software Dips, Phase2 y Unwedge (simulación en dichos software).

g.- Contrastación de recomendaciones y elección de los elementos necesarios para

la estabilidad de las labores en estudio.

Etapa 7: Simulación de estabilidad en

software Dips, Phase2 y Unwedge.

Etapa 8: resultados (Determinar el

sostenimiento adecuado.)

Fin

48

h.- conclusiones: se concluye que el tipo de sostenimiento adecuado para la roca

tipo II son pernos cementados puntuales de 5 pie. De longitud y para el tipo III es

pernos cementados de 5 pie espaciados sistemáticamente 1.20x1.20 m.

49

CAPITULO III

3. RESULTADOS Y DISCUCIONES

3.1. RESULTADOS.

3.1.1. Mapeo Geomecánico Práctico, Obtención de Valoración RMR y Q y

obtención de recomendación según ábaco de Q de Barton.

Para el mapeo geomecánico, se procedió de la siguiente manera: En cada labor,

se identificó dominios estructurales más resaltantes y usando los siguientes

equipos.

Brújula: para determinar la orientación de las discontinuidades (Buzamiento y

dirección de buzamiento)

Flexómetro: para determinar el espaciamiento entre fracturas, persistencia y

longitud de cada dominio estructural.

Martillo Schmith: Se tomaron 10 datos (rebotes) por cada dominio estructural y

luego con los ábacos, propios del martillo Schmith, se determinó la resistencia

a la compresión para cada dominio.

Martillo de Geólogo: para golpear la roca y determinar con cuantos golpes se

rompe la roca y correlacionar para la valoración RMR.

Se valoraron las características de la roca presente de las labores lineales

abiertas según requerimiento del RMR como: Resistencia a la compresión Uniaxial,

RQD (%), espaciamiento, condición de juntas, presencia de agua subterránea,

dirección de la abertura y dirección de las principales familias de juntas.

Posteriormente se ha procesado los resultados, obteniendo valores de RMR y Q

para cada dominio estructural presente en cada labor, para luego obtener la

recomendación según el ábaco de Q de Barton para el sostenimiento; así como

Spam máximo y mínimo y sus respectivos tiempos de autosoporte.

50

Figura N° 11 – Abaco de Span y Tiempo de Autosoporte

Fuente: Hernán J.-Introducción a la Ingeniería de Túneles” (2004)

51

Figura N° 12 – Abaco de Elección de Sostenimiento con Valoración Q

Fuente: Hernán J.-Introducción a la Ingeniería de Túneles” (2004)

Los resultados de cada labor se muestran a continuación:

3.1.2.1. Labor 730. ( Ver Plano 1, de ubicación)

DISEÑO DE SOSTENIMIENTO EN LABORES MINERAS SUBTERRANEAS

PERNO D

E 1

.0 X

1.0

m

CON M

ALLA

PERNO D

E 1

.2 X

1.2

m

RECOMENDABLE

EXCAVACION NO

CIM

BRA a

1.0

m

o C

UADRO A

1.0

m

PERNO D

E 1

.0 X

1.0

m

y S

H(f) (15 c

m

)

O C

IM

BRA a

1.5

m

o C

UADRO a

1.5

m

PERNO D

E 1

.0 X

1.0

m

y S

H(f) (10 c

m

)

ESR

____LUZ

T/MP

RMR=

Q= 0.01

8

5

2

1

=3.0(Lab. Temp.)

FIBRA DE REFUERZO

SH(f) = SHOTCRETE CON

=2.0(Lab. Vert.)

ESR=1.6(Lab. Perm.)

15

F/PF/MP

TIPO DE ROCA SEGUN INDICE G.S.I. (modificado)

IF/MP

T/P

MF/MP

IF/P

SPM

MF/P

IF/R

MF/R

IF/B

(RELACIONES EMPIRICAS APROX.)

PERNO DE 1.0 X 1.0 m

y SH(f) (5 cm

)


Y SH(5 cm

)

Indice GSI = RMR (seco) -5

Indice RMR = 9 LnQ + 44

Indice Q = RQD/Jn * Jr/Ja * Jw/SRF

0.1

25

1

45

LF/P

LF/R

F/B

F/R

MF/B

M/R

LF/B

PERNO OCACIONAL

SIN SOPORTE O

labor mayor de 5.5m = 3.0m

labor entre 4.5m y 5.5m =2.4m



labor menor 2.5 m= 1.2m

LONGITUD DE PERNOS

PERNO D

E 1

.5 X

1.5

m

10

65

100

85

52

Tabla N° 7 – Familia de Fracturas Labor 730

3.1.2.1.1. Dominio 1 ( Ver Plano 1, de ubicación)

Tabla N° 8 – Valoración RMR Dom 1 Lab. 730

Descripción Distancia Observaciones

dip 25

dip direction 142

dip 76

dip direction 350

dip 36

dip direction 95

dip 89

dip direction 183

dip 83

dip direction 245

dip 24

dip direction 55

dip 85

dip direction 232

dip 76

dip direction 305

dip 14

dip direction 91

Fam. 2

Parámetros

fractura 118 m.

Fam. 1dom3

dom3

dom4

dom4

dom4

dom6

Fam. 2dom6

Fam. 1

Fam. 1

Fam. 2

Fam. 3

Fam. 3dom6

DOM 1: 0-19 m.

R.COMPRE.UNIAX (Mpa) 12

Disc/mt lineal 25

RQD (%) 18.4 % 3

5

PERSISTENCIA 4

APERTURA 6

RUGOSIDAD 3

RELLENO 4

INTEMPERIZACION. 5

15

-5

PARAMETRO VALOR SEGÚN RMR OBSERVACIONES

ESPACIAMIENTO (m)

CONDICION

DE

JUNTAS

AGUA SUBTERRANEA

CORRECCION POR BUZAMIENTO

53



RMR 52

Clasifiación III A

Q 2.43

Máximo abierto 2.28

Span max (m.) 11

Tiempo Auto soporte (Hr) 55

Span min (m.) 2.5


Perno de

1.2x1.2m. De

espaciamiento y

1.2 m de long.

Sost. Recomendado

DOM 2: 19-29 m.


Disc/mt lineal 27

RQD (%) 11.04 Mpa 3

5

PERSISTENCIA 2

APERTURA 6

RUGOSIDAD 3

RELLENO 4

INTEMPERIZACION. 5

15

-2

PARAMETRO VALOR SEGÚN RMR

ESPACIAMIENTO (m)

OBSERVACIONES

CONDICION

DE

JUNTAS

AGUA SUBTERRANEA


54



RMR 53

Clasifiación III A

Q 2.72


Span max (m.) 9


Span min (m.) 2


Sost. Recomendado

Perno de

1.2x1.2m. De

espaciamiento y

1.2 m de long.

RMR 58

Clasifiación III A

Q 4.74


Span max (m.) 16


Span min (m.) 2.9


Sost. RecomendadoPernos

puntuales

DOM 3: 29-…


Disc/mt lineal 10

RQD (%) 73.6 Mpa 13

8

PERSISTENCIA 2

APERTURA 1

RUGOSIDAD 3

RELLENO 1

INTEMPERIZACION. 5

15

-2

VALOR

SEGÚN RMROBSERVACIONES

ESPACIAMIENTO (m)

PARAMETRO

CONDICION

DE

JUNTAS

AGUA SUBTERRANEA


55


PERNO D

E 1

.0 X

1.0

m

CON M

ALLA

PERNO D

E 1

.2 X

1.2

m

RECOMENDABLE

EXCAVACION NO

CIM

BRA a

1.0

m

o C

UADRO A

1.0

m

PERNO D

E 1

.0 X

1.0

m

y S

H(f) (15 c

m

)

O C

IM

BRA a

1.5

m

o C

UADRO a

1.5

m

PERNO D

E 1

.0 X

1.0

m

y S

H(f) (10 c

m

)

ESR

____LUZ

T/MP

RMR=

Q= 0.01

8

5

2

1

=3.0(Lab. Temp.)

FIBRA DE REFUERZO


=2.0(Lab. Vert.)

ESR=1.6(Lab. Perm.)

15

F/PF/MP


IF/MP

T/P

MF/MP

IF/P

SPM

MF/P

IF/R

MF/R

IF/B



y SH(f) (5 cm

)


Y SH(5 cm

)




0.1

25

1

45

LF/P

LF/R

F/B

F/R

MF/B

M/R

LF/B

PERNO OCACIONAL

SIN SOPORTE O






LONGITUD DE PERNOS

PERNO D

E 1

.5 X

1.5

m

10

65

100

85

Figura N° 32 – Elección del Sostenimiento de la Lab. 730


PERNO D

E 1

.0 X

1.0

m

CON M

ALLA

PERNO D

E 1

.2 X

1.2

m

RECOMENDABLE

EXCAVACION NO

CIM

BRA a

1.0

m

o C

UADRO A

1.0

m

PERNO D

E 1

.0 X

1.0

m

y S

H(f) (15 c

m

)

O C

IM

BRA a

1.5

m

o C

UADRO a

1.5

m

PERNO D

E 1

.0 X

1.0

m

y S

H(f) (10 c

m

)

ESR

____LUZ

T/MP

RMR=

Q= 0.01

8

5

2

1

=3.0(Lab. Temp.)

FIBRA DE REFUERZO


=2.0(Lab. Vert.)

ESR=1.6(Lab. Perm.)

15

F/PF/MP


IF/MP

T/P

MF/MP

IF/P

SPM

MF/P

IF/R

MF/R

IF/B



y SH(f) (5 cm

)


Y SH(5 cm

)




0.1

25

1

45

LF/P

LF/R

F/B

F/R

MF/B

M/R

LF/B

PERNO OCACIONAL

SIN SOPORTE O






LONGITUD DE PERNOS

PERNO D

E 1

.5 X

1.5

m

10

65

100

85

Dom 1 y 2

Dom 3

RMR=58

RMR=53

56





Descripción Distancia observaciones

dip 62

dip direction 65

dip 88

dip direction 151

dip 85

dip direction 140

dip 79

dip direction 152

dip 21

dip direction 349

Fam. 2

Parámetros

Fam. 1

Fam. 1

dom 1

dom2

dom2

dom2

dom2

Fam. 3

Fam. 4


Disc/mt lineal 18

RQD (%) 44.16 Mpa 8

5

PERSISTENCIA 4

APERTURA 4

RUGOSIDAD 3

RELLENO 5

INTEMPERIZACION. 3

15

-2


ESPACIAMIENTO (m)

CONDICION

DE

JUNTAS

AGUA SUBTERRANEA


57



RMR 52

Clasifiación III A

Q 2.43


Span max (m.) 11


Span min (m.) 2.5


Sost. RecomendadoPerno de 1.2x1.2m. De

espaciamiento y 1.2 m

de long.


Disc/mt lineal 7

RQD (%) 84.64 Mpa 17

8

PERSISTENCIA 4

APERTURA 1

RUGOSIDAD 3

RELLENO 2

INTEMPERIZACION. 5

15

-5

PARAMETROVALOR

SEGÚN RMR

ESPACIAMIENTO (m)

OBSERVACIONES

CONDICION

DE

JUNTAS

AGUA SUBTERRANEA


58



RMR 62

Clasifiación II B

Q 7.39


Span max (m.) 16


Span min (m.) 3


Sost. Recomendado Pernos

Puntuales


Disc/mt lineal 0

RQD (%) - 8

5

PERSISTENCIA 4

APERTURA 6

RUGOSIDAD 5

RELLENO 2

INTEMPERIZACION. 5

15

-5

VALOR SEGÚN RMR

ESPACIAMIENTO (m)

PARAMETRO

CONDICION

DE

JUNTAS

AGUA SUBTERRANEA


RMR 52

Clasifiación III A

Q 2.43


Span max (m.) 7.8


Span min (m.) 1.8


Sost. RecomendadoPerno de 1.2x1.2m. De

espaciamiento y 1.2 m

de long.

59


Tabla N° 15– Valoración RMR Dom 4 Lab. 790


Disc/mt lineal 10

RQD (%) 73.6 Mpa 13

8

PERSISTENCIA 2

APERTURA 6

RUGOSIDAD 3

RELLENO 4

INTEMPERIZACION. 5

15

-5

PARAMETROVALOR

SEGÚN RMR

ESPACIAMIENTO (m)

OBSERVACIONES

CONDICION

DE

JUNTAS

AGUA SUBTERRANEA


RMR 63

Clasifiación II B

Q 8.26


Span max (m.) 16


Span min (m.) 3


Pernos

puntuales

Sost. Recomendado

60



PERNO D

E 1

.0 X

1.0

m

CON M

ALLA

PERNO D

E 1

.2 X

1.2

m

RECOMENDABLE

EXCAVACION NO

CIM

BRA a

1.0

m

o C

UADRO A

1.0

m

PERNO D

E 1

.0 X

1.0

m

y S

H(f) (15 c

m

)

O C

IM

BRA a

1.5

m

o C

UADRO a

1.5

m

PERNO D

E 1

.0 X

1.0

m

y S

H(f) (10 c

m

)

ESR

____LUZ

T/MP

RMR=

Q= 0.01

8

5

2

1

=3.0(Lab. Temp.)

FIBRA DE REFUERZO


=2.0(Lab. Vert.)

ESR=1.6(Lab. Perm.)

15

F/PF/MP


IF/MP

T/P

MF/MP

IF/P

SPM

MF/P

IF/R

MF/R

IF/B



y SH(f) (5 cm

)


Y SH(5 cm

)




0.1

25

1

45

LF/P

LF/R

F/B

F/R

MF/B

M/R

LF/B

PERNO OCACIONAL

SIN SOPORTE O






LONGITUD DE PERNOS

PERNO D

E 1

.5 X

1.5

m

10

65

100

85

Dom 1 y 3 Dom 2 y 4

Dom 2 y 4

Dom 1 y 3

61





Descripción Distancia observaciones

dip 87

dip direction 150

dip 83

dip direction 242

dip 30

dip direction 110

dip 56

dip direction 201

dip 31

dip direction 61

dip 78

dip direction 155

dip 62

dip direction 4

Fam. 3

Parámetros

Fam. 1

Fam. 2

dom1

dom1

dom1

DIRECCION DE LAS PRINCIPALES DISCONTINUIDADES

dom2

dom2

dom2

potencia 4 ctmfalla menor

38 m.

Fam. 1

Fam. 2

Fam. 3


Disc/mt lineal 8

RQD (%) 80.96 % 17

8

PERSISTENCIA 4

APERTURA 0

RUGOSIDAD 3

RELLENO 2

INTEMPERIZACION. 5

15

-5


ESPACIAMIENTO (m)

CONDICION

DE

JUNTAS

AGUA SUBTERRANEA


62



RMR 56

Clasifiación III A

Q 3.79


T. Autosostenimiento

Span max (m.) 15


Span min (m.) 2.8



puntuales


Disc/mt lineal 8

RQD (%) 80.96 % 17

8

PERSISTENCIA 4

APERTURA 0

RUGOSIDAD 3

RELLENO 2

INTEMPERIZACION. 5

15

-5

PARAMETROVALOR

SEGÚN RMR

ESPACIAMIENTO (m)

OBSERVACIONES

CONDICION

DE

JUNTAS

AGUA SUBTERRANEA


RMR 64

Clasifiación II B

Q 9.23


T. Autosostenimiento

Span max (m.) 16


Span min (m.) 3



puntuales

63


Dom 2

Dom 1


PERNO D

E 1

.0 X

1.0

m

CON M

ALLA

PERNO D

E 1

.2 X

1.2

m

RECOMENDABLE

EXCAVACION NO

CIM

BRA a

1.0

m

o C

UADRO A

1.0

m

PERNO D

E 1

.0 X

1.0

m

y S

H(f) (15 c

m

)

O C

IM

BRA a

1.5

m

o C

UADRO a

1.5

m

PERNO D

E 1

.0 X

1.0

m

y S

H(f) (10 c

m

)

ESR

____LUZ

T/MP

RMR=

Q= 0.01

8

5

2

1

=3.0(Lab. Temp.)

FIBRA DE REFUERZO


=2.0(Lab. Vert.)

ESR=1.6(Lab. Perm.)

15

F/PF/MP


IF/MP

T/P

MF/MP

IF/P

SPM

MF/P

IF/R

MF/R

IF/B



y SH(f) (5 cm

)


Y SH(5 cm

)




0.1

25

1

45

LF/P

LF/R

F/B

F/R

MF/B

M/R

LF/B

PERNO OCACIONAL

SIN SOPORTE O






LONGITUD DE PERNOS

PERNO D

E 1

.5 X

1.5

m

10

65

100

85

Dom 1 Dom 2

64

3.1.3. Resumen de RMR

3.1.3.1. Labor 730

DOMINIO VALORACION RMR CLASIFICACION

1 52 IIIA

2 53 IIIA

3 58 IIIA

3.1.3.2. Labor 790


1 52 IIIA

2 62 IIB

3 52 IIIA

4 63 IIB

3.1.3.3. Labor 810


1 56 IIIA

2 64 IIB

3.1.4. Obtención de la recomendación de sostenimiento por el método

numérico.

Con los datos obtenidos anteriormente, procedemos a la simulación, primero en

Dips determinando un diagrama de Rossete, para analizar cómo está la dirección

de la labor respecto a las familias de discontinuidades en cada dominio estructural,

de cada labor.

Luego simulamos en Phase2 el sostenimiento adecuado para cada tipo de roca

y así poder tener un factor de seguridad mayor a 1.5 en cada labor.

65

Por último simulamos en Unwedge, los posibles bloques que pueden existir en las

labores, de acuerdo a las familias predominantes.

3.1.4.1. Labor 730

3.1.4.1.1. Dominio 1 ( Ver Figura 23, de ubicación)

Figura N° 13 Diagrama Rossete-Simulación Phase2-Simulación UnWedge-Dom1

Lab. 730

Análisis de Presencia de Cuñas

Diagrama de Rosette Simulación Phase2

66



Lab. 730



67



Lab. 730



68

3.1.4.2. Labor 790

3.1.3.2.1 Dominio 1 ( Ver Figura 24, de ubicación)


Lab. 790



Diagrama de Rosette Simulación en Phase2

69


Lab. 790




70


Lab. 790




71


Lab. 790

3.1.3.3 Labor 810



Lab. 810




72



Lab. 810



73

Resumen de la simulación:

Dominio Labor 730 F.S. Sostenimiento Recomendado


74

Dom 1 2 Perno de 1.2x1.2m. De

espaciamiento y 1.2 m de long.



Dom 3 2 Pernos puntuales




Dom 2 1.57 Pernos puntuales



Dom 4 1.57-2.35 Pernos puntuales




Dom 2 1.57-2.35 Pernos puntuales

3.2. Discusión

75

Contrastación de recomendación entre método empírico y numérico.

De acuerdo al factor de seguridad obtenido, después de simular en el Phase2

cada dominio estructural, la excavación queda estable en un margen mayor a

1.5 que es lo mínimo que se exige para poder tener un ambiente de trabajo

seguro.

El método empírico, nos sirve de apoyo para las simulaciones.

Comparando el método tradicional de selección de sostenimiento, que se realiza

a través de los ábacos, y el método numérico de elementos finitos realizado en

los software mencionados; se puede notar que las simulaciones presentan

considerables ventajas, debido al análisis en macro y considera variables

importantes como son la dirección de los esfuerzos principales existentes en la

zona

76

CAPITULO IV

4. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES.

4.1. CONCLUSIONES

Según las simulaciones realizadas, el sostenimiento adecuado para roca del

tipo II en labores lineales son pernos cementados puntuales u ocasionales de 5

pies de longitud y para roca del tipo III se requiere pernos cementados de 5 pies

de longitud, espaciados sistemáticamente 1.20 m x 1.20 m.

Aseguramos un factor de seguridad mayor a 1.5, lo cual concluimos que las

labores (2.1m x 2.1m en forma de herradura, presentes en la zona de estudio)

serán estables.

4.2. RECOMENDACIONES

Realizar un mapeo geomecánico, en cada labor nueva y simular cada situación

para tener la seguridad que trabajamos en condiciones seguras.

Se recomienda siempre realizar las simulaciones, de acuerdo a los esfuerzos

principales presentes en la zona.

Realizar una zonificación en tres dimensiones de la zona de estudio, de las

características geomecánicas presentes en el área.

77

CAPITULO V

5.1 REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS

1. Ballón, J., Cabanillas, J., (2009) Sostenimiento Según El Estado Tensional De La

Construcción De La Cámara De Control. Perú

2. Cueva, C., (1999) Mecánica de Rocas. Perú

3. Gonzáles de Vallejo, L. (2002) Ingeniería Geológica. España: Madrid.

4. Geomecánica Latina S.A. (2006) Resultado de Mediciones de Esfuerzos

Tectónicos In-Situ Cordillera Andina, Sector Batolito de Pataz, Mina Papagayo,

Veta Jimena Compañía Minera Poderosa. Perú.

5. Sociedad Nacional de Minería Petróleo y Energía (2004) Manual de

Geomecánica aplicada a la prevención de accidentes por caída de rocas. Perú

6. Hernán, J. (2004). “Introducción a la Ingeniería de Túneles”. Quito-Ecuador.

7. Ortiz, J. (2003). “Aplicaciones industriales del método de los elementos finitos”.

Trujillo-Perú.

8. Nerio, R. (1994). Excavación y Sostenimiento de Túneles en Roca.

9. Vallejo, C. (2003). “Curso teórico práctico de Geomecánica y Sostenimiento”.

México

10. Brojam-Das (2001). “Fundamentos de Ingeniería Geotécnica”. México

11. Engineering Rock Mechanics, Hudson, J. & Harrison, J., 1997, Pergamon.

12. Diseño de explotaciones e infraestructuras Mineras Subterráneas – Escuela

Técnica Superior de Ingenieros de Mina, Universidad Politécnica de Madrid, 2001

ANEXOS

78

ANEXO I

DESCRIPCION GENERAL DEL PROYECTO.

1. Aspectos generales.

1.1. Ubicación.

La unidad minera se encuentra ubicada en el distrito de Cochorco, Provincia

Sánchez Carrión, Departamento de La Libertad, a una altitud promedio de

aproximadamente 1500 m.s.n.m. en las siguientes coordenadas (UTM-

PSAD56) y cubre una extensión de 687.52 Has.

Este Norte Vértice

205,150.74 9,145,247.84 1

206,088.52 9,142,005.88 2

206,143.01 9,141,313.56 3

204,149.17 9,141,156.65 4

203,835.34 9,145,144.32 5

2. Planos topográficos.

79

Para empezar el estudio es necesario ubicarnos en el espacio y para eso

tenemos que agenciarnos de planos topográficos tanto superficiales como de las

labores subterráneas en donde se realizará el estudio.

Figura N° 22 Plano Topográfico Superficial

81

Lab. 730

Lab. 790

Lab. 810 Ascentadas

sobre

Calizas y

Granito

82

Figura N° 23 Plano Topográfico Labor 730


83


3. Geología.

3.1. Geología Regional.

La zona está ubicada en el cuadrángulo de Pataz 16 h, dentro de ésta se

puede apreciar la unidad minera se asienta sobre los siguientes horizontes.

Complejo Marañón (Pe-cma).

Formación Pucará (Trji-p).

Grupo Mitu (Ps-mi)

Grupo Copacabana (Pi-co)

84

Figura N° 26 Plano de Geología Regional

I. Complejo Marañón.

La base de la columna estratigráfica de la región está formada por un complejo

metamórfico al cual se da el nombre del Complejo del Marañón. Las rocas del

complejo afloran a lo largo del río Marañón sobre un ancho aproximado de 15 Km.

El profundo corte del valle del Marañón permite la observación de un grosor máximo

de más de 2 Km. En éste complejo metamórfico se distinguen tres unidades, pero

no se ha podido descubrir las relaciones estratigráficas entre ellas. Lo cierto es que

la unidad inferior consiste en mica-esquistos, sobre la cual aflora una filita negra y

localmente una meta-andesita verdosa. Las relaciones entre éstas dos últimas

quedan desconocidas, pero la presencia de intercalaciones esquistosas dentro de

la meta-andesita, sugiere que estratigráficamente ésta viene entre el mica-esquisto

y la filita. Por lo tanto, el orden supuesto de las unidades del Complejo del Marañón

es:

Filita negra

Meta-andesita verdosa

Mica-esquisto gris verdoso

85

II. Formación Pucará.

En el cuadrángulo de Pataz aflora una unidad de calizas que, a base de litología,

edad y posición estratigráfica, se correlaciona con el grupo Pucará de MacLaughlin

(1924), que tiene un desarrollo amplio en los Andes centrales.

El grupo Pucará se encuentra en tres lugares del cuadrángulo de Pataz. El

afloramiento más extenso forma la parte alta del lado occidental del valle del

Marañón, entre el río Chusgón y los alrededores de Molino Viejo. Otra exposición

de dichas calizas se encuentra en la margen oriental del Marañón, cerca de

Calemar, formando parte de una faja extensa del grupo. El tercer afloramiento

también se halla en la margen oriental del Marañón, al Sur del anterior, entre las

localidades de Vijos y Chagual.

Se ha estimado la siguiente sección en la pared septentrional de la quebrada

Condormarca, cerca de Calemar.

Caliza gris y negra, bituminosa, bien estratificada en capas delgadas y con

pequeños lentes de sílice negro............................................. 320 m.

Discordancia

Caliza gris clara, en bancos gruesos, en partes silicificada y con abundante

nódulos de sílice blanco....................................................... 140 m.

Sin embargo, 5 Km. al Sur de ésta sección, el grupo Pucará está representado

por solamente 12 m. de conglomerado basal y 45 m. de caliza. Más al Sur todavía,

donde la quebrada Yalen desemboca en el río Marañón, cerca de Llautobamba, el

grupo Pucará no está tan completo y el grosor total no pasa de los 300 m. Siguiendo

el afloramiento hacia el Norte el grosor disminuye hasta que las calizas desaparecen

completamente.

86

Como se nota en la sección de la quebrada Condormarca, el grupo Pucará

consiste de dos litologías distintas. La inferior se caracteriza por su estratificación

maciza, su color gris claro y el contenido de sílice blanco. La unidad superior es

típicamente una caliza negra y fétida, en capas delgadas y con intercalaciones de

lutita negra. La sílice no es tan abundante y ocurre como lentes delgados y oscuros

en los planos de estratificación. Es difícil distinguir esta unidad de la formación

Pariatambo del Albiano, porque ambas se componen de calizas y lutitas

bituminosas en capas delgadas. Para distinguirlas es necesario recurrir a un

estudio de los fósiles.

En algunas partes de los afloramientos del grupo se encuentra solamente la

unidad inferior de calizas macizas, la caliza bituminosa ha sido erosionada antes

de la deposición del Cretáceo inferior.

Las relaciones estratigráficas del grupo Pucará son las siguentes: yace

directamente encima del grupo Mitu con discordancia paralela; sin embargo, como

se ha mencionado, hay una ligera discordancia angular entre los dos grupos en la

vecindad de Llautobamba. A corta distancia al norte de Llaupuy, en la ribera del río

Marañón, el grupo Pucará descansa directamente encima del Precambriano.

El contacto superior de las calizas con las areniscas del Cretáceo inferior, es

generalmente una discordancia ligeramente angular. Esta relación se aprecia muy

bien en la quebrada Condormarca, donde se nota claramente que hay ángulos

hasta de 20° entre el Cretáceo y las calizas subyacentes. El único sitio donde el

grupo Pucará no está cubierto por el Cretáceo inferior es el valle del río Chusgón,

cerca de la hacienda Marcabal, donde las calizas yacen debajo de conglomerados

de la formación Rosa del Cretáceo medio, con discordancia angular.

III. Grupo Mitu.

87

En algunas áreas del cuadrángulo aflora una formación paleozoica de areniscas

y conglomerados de un color rojo oscuro que se ha correlacionado con la formación

Mitu (MacLaughlin, 1924) de los Andes centrales, formación que posteriormente fue

elevado a la categoría de grupo por Newell, Chronic, y Roberts (1949). El grupo

aflora desde el río Chusgón en el Norte, hasta los alrededores de Sartimbamba, en

el Sur. Otros afloramientos más restringidos de la misma unidad se encuentran entre

las localidades de Vijus y Chagual, en la quebrada Condormarca y en el valle del

río Chusgón.

En el cuadrángulo de Pataz el grupo Mitu no alcanza el desarrollo formidable que

tiene en los Andes centrales, en lugar de cientos o miles de metros de grosor de

capas rojas y derrames volcánicos, afloran en promedio 200 m. de areniscas y

conglomerados. En la quebrada Condormarca se ha estimado la siguiente sección

del grupo Mitu:

Arenisca, limolita y conglomerado, rojo oscuros bien estratificados en capas

delgadas a medianas........................................ ....70-80 m.

Conglomerado macizo, rojo oscuro, compuesto de elementos gruesos, por

intemperismo da un color casi negro.......................................... 15 m.

El conglomerado basal del grupo se compone de elementos subredondeados de

caliza presumiblemente de la formación Copacabana, arenisca parda, andesita

rosada y roca metamórfica, en una matriz de arenisca arcósica. Cerca de

Angasllanche el grupo Mitu alcanza un mayor desarrollo y llega a un grosor

aproximado de 180 m., aunque en éste lugar no se encuentra un conglomerado

basal comparable al de la quebrada Condormarca, la litología general del grupo es

la misma, con areniscas y conglomerados de un color rojo oscuro. Los

conglomerados Mitu se distinguen fácilmente de los del grupo Ambo por su color

rojizo y su menor grado de compactación. Los cantos de andesita roja o morada son

bastante comunes en el conglomerado; sin embargo, no hay ningún sitio en todo el

88

cuadrángulo donde se observan derrames volcánicos, o “sills” intercalados con los

clásticos.

El grupo Mitu sobreyace a unidades tan diferentes como la formación

Copacabana, el grupo Ambo y el basamento precambriano. El afloramiento más

Noroccidental del grupo yace sobre calizas de la formación Copacabana con una

pequeña discordancia paralela, pero entre Vijus y Chagual, y entre el río Chusgón

y Llautobamba, las capas rojas se sobreponen directamente encima del grupo

Ambo, con discordancia paralela.

En el centro del cuadrángulo, por ejemplo alrededor de Sartimbamba, el grupo

Mitu yace sobre el Precambriano con discordancia angular bien marcada. Esta

misma relación se encuentra cerca de Santa Elena en el valle Chusgón. Es evidente

que el grupo Mitu traslapa a formaciones más antiguas hacia el Oeste y Suroeste,

este hecho se nota muy bien si se considera una línea NE-SO entre Calemar en el

valle del Marañón, y la hacienda Santa Rosa en el valle del Chusgón.

En casi todos los afloramientos el contacto superior del grupo Mitu es una suave

discordancia paralela con las calizas triásicas suprayacentes. En la quebrada

Condormarca se ve que dichas calizas tienen el mismo buzamiento que el Grupo

Mitu, pero el contacto es una superficie ligeramente erosionada. Sin embargo, en

los afloramientos al Oeste del río Marañón, existe una suave discordancia angular

entre las calizas mesozoicas y las capas permianas, debido a que el grupo Mitu está

plegado con dirección WNW-ESE, mientras que las calizas triásicas tienen un

rumbo entre NW-SE y N-S. Más al Oeste todavía, en el valle del Chusgón, el Mitu

está cubierto por clásticos rojizos de la formación Rosa del Cretáceo.

IV. Grupo Copacabana.

89

En la quebrada de Condomarca, al SE de Calemar, hay dos afloramientos

restringidos de caliza que se han correlacionado con el grupo Copacabana a base

de litología, posición estratigráfica y paleontología.

La secuencia de la quebrada Condormarca consiste aproximadamente de 150

m. de caliza grisácea, localmente arenosa, estratificada en capas delgadas entre

las cuales son comunes las intercalaciones de lutitas negras y limolitas. La caliza

es de grano fino a mediano y localmente contiene fragmentos triturados de fósiles.

La caliza arenosa contiene granos redondeados de cuarzo que alcanza más de 1

mm. de diámetro, en algunas capas los granos clásticos parecen “flotar” en la matríz

calcárea. Aunque las rocas del grupo Copacabana tienen un color gris claro cuando

están frescos, por el intemperismo cambian a un tono más oscuro hasta casi negro.

En ninguno de los afloramientos se ha observado la base del grupo, pero se supone

que las calizas yacen sobre el grupo Ambo, aunque es posible que localmente

descansen directamente encima del Precambriano.

El contacto superior del grupo Copacabana es una pequeña discordancia encima

de la cual se encuentran los sedimentos clásticos del grupo Mitu. (Fuente Carta

Geológica Nacional-Hoja 16h-Pataz)

3.2. Geología Local.

La zona de estudio se encuentra alojada en los siguientes tipos de roca según

estudios geológicos hechos anteriormente.

El yacimiento es un tipo Skarn caracterizado por presencia de oro (Au) y plata

(Ag) de diferentes leyes. Este está depositado entre mantos de lutitas,

conglomerados y caliza, además de la presencia de granito que permitieron la

mineralización de la zona.

Figura N° 27 Cortes al Plano Geológico Local

91

Fuente: Estudios Geológicos Ing. Bilmer Gamarra.

92

ANEXO II

OTROS

Figura N° 28 Medición de Dip y Dip Direction

93

Figura N° 29 Medición de Altura de Labor

Figura N° 30 Golpes de Picota

94

Figura N° 31 Medición de Dominio Estructural

Determinación de Sostenimiento Geomecanica

Documents

Transcript of Determinación de Sostenimiento Geomecanica