TITULO DE LA TESINA - Centro Geotécnico...Ilustración 24. Pernos de anclaje mecánico. (Sociedad...
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TESINA DE SUSTENTACIÓN DE DIPLOMADO TSD NOMBRE DEL DIPLOMADO DIPLOMADO DE GEOMECÁNICA SUBTERRÁNEA Y SUPERFICIAL TITULO DE LA TESINA EVALUACIÓN GEOMECÁNICA PARA CONSTRUCCIÓN DE RUTA DE EVACUACIÓN EN MINA EL ROBLE CON TECNOLOGÍA ALIMAK ALUMNA: ANGELICA MARIA MARTINEZ QUICENO ASESOR: ING. GUILLERMO RODRÍGUEZ CAYLLAHUA MANIZALES – COLOMBIA, JULIO DE 2019
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TESINA DE SUSTENTACIÓN DE DIPLOMADO
TSD
NOMBRE DEL DIPLOMADO
DIPLOMADO DE GEOMECÁNICA SUBTERRÁNEA Y
SUPERFICIAL
TITULO DE LA TESINA
EVALUACIÓN GEOMECÁNICA PARA CONSTRUCCIÓN
DE RUTA DE EVACUACIÓN EN MINA EL ROBLE CON
TECNOLOGÍA ALIMAK
ALUMNA: ANGELICA MARIA MARTINEZ QUICENO
ASESOR: ING. GUILLERMO RODRÍGUEZ CAYLLAHUA
MANIZALES – COLOMBIA, JULIO DE 2019
2
Resumen Ejecutivo
Se presenta en este informe el desarrollo y los resultados de la “Evaluación
Geomecánica para la ejecución de una chimenea de 100 m de longitud con
tecnología alimak para la Mina El Roble de la compañía minera Miner SA, este
con el objetivo de revisar la viabilidad de construcción en las alternativas
planteadas por el área de Planeamiento, buscando realizar un proyecto seguro
y estable en el tiempo, esto es de gran importancia ya que esta excavación será
adaptada como ruta de evacuación del personal en caso de un contingencia
mayor.
Se emplea toda la información geológica y geomecánica disponible y
herramientas de cálculo de la mecánica de rocas, para llevar a cabo los análisis
pertinentes que permitieron definir la viabilidad del proyecto y el soporte idóneo
a aplicar para garantizar su estabilidad en el tiempo.
Se ha realizado de igual forma el modelamiento numérico para determinar el
comportamiento de los FS a los contornos de la excavación antes y posterior a
la aplicación del soporte recomendado.
Palabras claves: Alimak 3, elementos finitos, calidad de masa rocosa RMR,
diseño de sostenimiento, software Roc Data, Phase 2, Graham y Barton.
3
Abstract
This report presents the development and results of the "Geomechanical
Assessment for the execution of a 100 m long chimney with alimak technology
for the El Roble Mine of the mining company Miner SA, with the objective of
reviewing the viability of construction in the alternatives proposed by the Planning
area, seeking to carry out a safe and stable project over time, this is of great
importance since this excavation will be adapted as a personnel evacuation route
in case of a greater contingency.
We use all the geological and geomechanical information available and tools for
calculating the mechanics of rocks, to carry out the relevant analyzes that allowed
us to define the viability of the project and the ideal support to be applied to
guarantee its stability over time.
The numerical modeling has been carried out in the same way to determine the
behavior of the FS to the contours of the excavation before and after the
application of the recommended support.
Keywords: Alimak 3, finite elements, rock mass quality RMR, support design,
software Roc Data, Phase 2, Graham and Barton.
4
INDICE
Resumen Ejecutivo ............................................................................................ 2
Abstract .............................................................................................................. 3
Capítulo 1: Introducción ..................................................................................... 9
Capítulo 2: Metodología de Estudio ................................................................. 10
2.1. Planteamiento del problema ...................................................................... 10
2.2. Objetivos ................................................................................................... 11
2.2.1. Objetivos Generales ............................................................................... 11
2.2.2. Objetivos Específicos ............................................................................. 11
2.3. Justificación ............................................................................................... 12
2.4. Alcances .................................................................................................... 12
2.5. Muestra de estudio .................................................................................... 12
2.6. Ubicación .................................................................................................. 13
2.7 Geología ................................................................................................. 14
2.7.1. Geología Regional ................................................................................. 14
2.7.1.1 Estratigrafía ................................................................................... 14
2.7.2. Geología Local ....................................................................................... 17
2.7.3. Geología Estructural .............................................................................. 18
2.8. Geotecnia .................................................................................................. 19
Capítulo 3: Marco teórico ................................................................................. 20
3.1 Clasificación y Caracterización Geomecánica RMR Bieniawski 1989 .... 21
3.2 Diseño de Sostenimiento por Caracterización Geomecánica. ................ 32
3.3 Sostenimiento en Excavaciones Subterráneas ....................................... 38
3.3.1 Sostenimiento Activo ........................................................................ 39
3.3.2 Sostenimiento Pasivo. ...................................................................... 47
3.4 Interacción Roca Soporte .................................................................... 52
3.5 Software RocSupport .......................................................................... 56
3.6 Software Phase 2 ................................................................................ 56
Capítulo 4: Investigaciones básicas ................................................................. 58
4.1 Datos de la Excavación Subterránea – Geología ................................... 61
4.2 Datos Generales del Proyecto ................................................................ 64
5
4.3 Caracterización y Clasificación Geomecánica – Zonificación .................... 65
4.3.1 Análisis Estructural de Discontinuidades .......................................... 70
Capítulo 5: Metodología de análisis ................................................................. 77
5.1 Definición de Sostenimiento por Q Barton .............................................. 77
5.2 Determinación de la Zona Plástica ......................................................... 79
5.2.1 Método Protodiakonov ...................................................................... 79
5.2.2 Métodos Numéricos Computarizados ............................................... 82
Capítulo 6: Resultados .................................................................................... 96
Capítulo 7 Conclusiones y Recomendaciones} ................................................ 97
Bibliografía ..................................................................................................... 100
Anexos ........................................................................................................... 101
LISTA ILUSTRACIONES
Ilustración 1. Localización Mina el Roble. (Miner S.A 2018). ........................... 13
Ilustración 2. Columna estratigráfica sector el Roble. (Miner S.A 2017) .......... 17
Ilustración 3. Calculo RQD en testigos de perforación. (Tomado Manual
Geomecánica - SNPME) .................................................................................. 22
Ilustración 4. Relación Clases – Rangos y Calidad. RMR compartico Q Barton.
(DCR Ingenieros. Consultores). ....................................................................... 25
Ilustración 5. Tiempo de estabilidad de excavaciones sin soporte. (U.P.C –
Ingeniería Geológica) ....................................................................................... 26
Ilustración 6. Tablas guía empleadas para determinar resistencia roca intacta
con martillo geológico. (CGI, 2019) .................................................................. 27
Ilustración 7 Resistencia de la matriz rocosa detalle. (M. Ferrer y L. Gonzales
de Vallejo (1999)) ............................................................................................. 27
Ilustración 8. Abaco empleado para determinación de UCS a precisión. (CGI
2019) ................................................................................................................ 28
Ilustración 9. Abaco empleado para determinación de RQD a precisión. (CGI
2019) ................................................................................................................ 28
Ilustración 10. Abaco empleado para determinación de espaciamiento entre
discontinuidades a precisión. (CGI 2019) ........................................................ 28
Ilustración 11. Rangos para espaciado. (M. Ferrer y L. Gonzales de Vallejo
(1999)). ............................................................................................................ 29
Ilustración 12. Rangos para Persistencia. (M. Ferrer y L. Gonzales de Vallejo
(1999)). ............................................................................................................ 29
6
Ilustración 13. Rangos para Aberturas (M. Ferrer y L. Gonzales de Vallejo
(1999)). ............................................................................................................ 30
Ilustración 14. Guía para descripción de rellenos, agua en (M. Ferrer y L.
Gonzales de Vallejo (1999)). ............................................................................ 30
Ilustración 15. Parámetros para clasificación según Bieniawsky (M. Ferrer y L.
Gonzales de Vallejo (1999)). ............................................................................ 31
Ilustración 16. Clasificación Geomecánica según índice de calidad RMR de
Bieniawsky. (M. Ferrer y L. Gonzales de Vallejo (1999)). ................................ 31
Ilustración 17. Recomendaciones para sostenimiento en labores >= 10 m.
(U.P.C – Ingeniería Geológica). ....................................................................... 32
Ilustración 18 Traducción de recomendaciones para la excavación y aplicación
del sostenimiento en túneles (Romana Ruiz 2000). ......................................... 33
Ilustración 19 Valores ESR Barton et. Al 1974 (Tomado CGI 2019). ............... 34
Ilustración 20 Recomendaciones de soporte permanente basados en el Valor
de Q y DE. (Handbook – The Q Systems). ...................................................... 35
Ilustración 21 Croquis explicativo para plantear el método Protodiakonov. (Blog
de Geotecnia – Enrique Montalar). .................................................................. 36
Ilustración 22 Zona plástica, comportamiento parabólico – arqueo. (CGI 2019)
......................................................................................................................... 37
Ilustración 23 Valores aproximados factor f para categorías de resistencias.
(Blog de Geotecnia – Enrique Montalar). ......................................................... 38
Ilustración 24. Pernos de anclaje mecánico. (Sociedad Nacional de Minería,
Petróleo y Energía, 2004) ................................................................................ 40
Ilustración 25. Efecto de los pernos o forma de trabajo en función a su
disposición, arreglo y disposición de los estratos o discontinuidades. (Sociedad
Nacional de Minería, Petróleo y Energía, 2004)............................................... 41
Ilustración 26.Varillas Corrugadas o pernos con anclajes cementantes
(Sociedad Nacional de Minería, Petróleo y Energía, 2004) ............................. 42
Ilustración 27. Cementantes de pernos, lechadas, resinas cartuchos de
cemento. (Sociedad Nacional de Minería, Petróleo y Energía, 2004) .............. 43
Ilustración 28 Angulo de instalación pernos de anclaje. (CGI 2019) ................ 44
Ilustración 29 Longitud y espaciamiento de los pernos. (CGI 2019). ............... 44
Ilustración 30 Split Set – mecanismo de funcionamiento. (Sociedad Nacional de
Minería, Petróleo y Energía, 2004) .................................................................. 45
Ilustración 31. Swellex – Mecanismo de funcionamiento. (Sociedad Nacional de
Minería, Petróleo y Energía, 2004) .................................................................. 46
Ilustración 32. Tipos de Cables. (Sociedad Nacional de Minería, Petróleo y
Energía, 2004) ................................................................................................. 47
Ilustración 33. Tipos de Mallas: Eslabonadas (Izq) y Electrosoldadas (Der).
(Sociedad Nacional de Minería, Petróleo y Energía, 2004) ............................. 48
Ilustración 34. Técnicas de lanzado. (Sociedad Nacional de Minería, Petróleo y
Energía, 2004) ................................................................................................. 49
7
Ilustración 35. Modelos de algunos equipos de lanzado mecanizados. (CGI
2019) ................................................................................................................ 50
Ilustración 36 Esquema de la sección de un túnel vs todas las presiones y
deformaciones actuantes en diferentes etapas. (PERUMIN). .......................... 52
Ilustración 37 Representación gráfica de las diferentes curvas en un gráfico Pi
vs Ui. ................................................................................................................ 53
Ilustración 38. Opciones para elección de sostenimiento. ............................... 54
Ilustración 39. Propuesta 1. (Miner S.A 2019).................................................. 58
Ilustración 40. Propuesta 2. (Miner S.A 2019).................................................. 59
Ilustración 41. Vista planta cabeza alimak 3 propuestas 1 y 2. (Miner S.A 2019)
......................................................................................................................... 60
Ilustración 42. Sección B y A, Geológico estructural relacionada al proyecto
Alimak 3. (Miner S.A 2019) .............................................................................. 61
Ilustración 43 Planta sector nivel 1900 – 1895- Base alimak 3 – Chimenea
Camino – Alimak 1. Propuestas P3 y P4. (Miner S.A 2019) ............................ 62
Ilustración 44 Planta sector nivel 2000- cabeza alimak 3 - Alimak 1. Propuestas
P3 y P4. (Miner S.A 2019) ............................................................................... 62
Ilustración 45 Corte sección Alimak 1. (Miner S.A 2019) ................................. 68
Ilustración 46 Levantamiento Geomecánico Alimak 2. (Miner S.A 2019) ......... 69
Ilustración 47 Datos estructurales zonas cercanas al proyecto. (Miner S-A
2019) ................................................................................................................ 70
Ilustración 48. Diagrama estereográfico diagrama de contornos – planos
mayores -(Sets Principales.) (Fuente propia – Miner S.A 2019). ..................... 71
Ilustración 49. Posibles combinaciones halladas bajo los parámetros indicados.
Phi y C según datos obtenidos en análisis por RocData. (Fuente Propia – Miner
S.A 2019). ........................................................................................................ 72
Ilustración 50. Resultados obtenidos para 1,2 y3. En general todos los FS muy
altos o estables. ............................................................................................... 73
Ilustración 51. Resultados obtenidos para 2,3 y 4. En general todos los FS muy
altos o estables. ............................................................................................... 74
Ilustración 52. Propiedades Mecánicas de la masa rocosa Kgc. 2 escenarios,
trabajado por Phase y se compara con Roc Data. (Fuente Propia – Miner S.A
2019) ................................................................................................................ 76
Ilustración 53. Tomado para una salida o ruta de evacuación, refugio defensa
civil, instalación de equipos para transporte de personal. (CGI 2019) ............. 78
Ilustración 54. En cualquiera de las dos opciones o casos, categoría 5.
(Graham y Barton) ........................................................................................... 78
Ilustración 55. Calculo zona plástica. ............................................................... 79
Ilustración 56. Espaciado práctico, con zona plástica, posible longitud de perno,
FS, y tonelaje. (CGI 2019) ............................................................................... 80
Ilustración 57 Dentro de este calibre para esta resistencia (Malla). (Miner S.A –
Proveedor interno). .......................................................................................... 81
8
Ilustración 58. Esfuerzos in situ. Magnitud y Orientación. (Fuente propia – Miner
.SA 2016) ......................................................................................................... 82
Ilustración 59. Propiedades usadas para el análisis. (Fuente propia – Miner .SA
2019) ................................................................................................................ 83
Ilustración 60. Datos calculados por Phase 2 – calculadores GSI (no se cuenta
con RocData). Para análisis de sostenimiento en plástico – Generalizado de
Hoek & Brown. (Miner S.A 2019) ..................................................................... 84
Ilustración 61. FS menor de 0.9 para todo el contorno de la excavación sin
aplicar soporte. (Miner S.A – Fuente propia). .................................................. 85
Ilustración 62. Soporte Aplicado simulando el recomendado por método de
Barton. (Miner S.A – Fuente propia). ............................................................... 87
Ilustración 63. Simulando soporte obtenido por Barton. (Miner .SA – Fuente
propia). ............................................................................................................. 87
Ilustración 64 Análisis posterior a aplicación de soporte, variación del FS en
función de la aplicación del sostenimiento. (Miner S.A – Fuente propia). ........ 88
Ilustración 65. Sección transversal FS <igual de 1.0, hasta de 0,5 próximos a la
excavación. (Fuente propia – Miner S.A). ........................................................ 89
Ilustración 66. FS luego de aplicación de soporte en sección transversal. SH
9cm DE 28 Mpa + Pernos cementados de 19 mm @ 1.5 x 1.5. (Miner S.A
2019). ............................................................................................................... 90
Ilustración 67Cambio de parámetros de diámetro de pernos y espaciamiento a
1 x 1. (Fuente propia Miner S.A 2019) ............................................................. 90
Ilustración 68. Variación en la resistencia compresiva del concreto lanzado y
espesor a 10 cm. (Fuente propia – Miner S.A)................................................. 91
Ilustración 69. FS luego de aplicación de soporte en sección transversal. SH
10cm de 30 Mpa + Pernos cementados de 22 mm @ 1.0 1.0. (Miner S.A 2019).
......................................................................................................................... 91
Ilustración 70. Parámetros del túnel y propiedades de la masa rocosa. RMR 36.
Esfuerzo Gravitacional. (Miner SA – Fuente propia). ....................................... 93
Ilustración 71. Características del soporte con pernos, proyectados a 2 m del
tope. (Miner S.A – Fuente propia). ................................................................... 93
Ilustración 72. Características de shotcrete. Se estima la propuesta de UCS es
alta. (Miner S.A – Fuente propia). .................................................................... 94
Ilustración 73. % de convergencia final respecto al 100% con soporte a 2 m del
tope y valor FS 25.05 final. (Miner S.A – Fuente propia). ................................ 94
Ilustración 74. Resultados finales interacción soporte roca, resultado final de la
convergencia con soporte y FS. (Miner S.A – Fuente propia). ......................... 95
Ilustración 75. Propuesta final Soporte. (Miner S.A – Fuente propia). ............. 96
9
Capítulo 1: Introducción
La Mina El Roble, localizada en El Carmen de Atrato – Colombia, y operada por
Miner S.A. filial de Atico Mining Corporation SAS, que a la fecha se dedica a la
explotación de minerales de cobre y oro en el cuerpo mineralizado Zeus.
La roca encajonante de este cuerpo se conforma por chert negro que presenta
una mala calidad de masa rocosa por otra parte y según secuencia estratigráfica,
sobre esta unidad se ubica el chert gris que corresponde a la unidad litológica
principal sobre la cual se avanzaran los trabajos de la chimenea alimak 3, es de
resalta que esta unidad también presenta una baja calidad de masa rocosa,
aunque está por encima de la correspondiente al chert negro.
El área de geomecánica de la Mina el Roble evaluara este proyecto para
determinar los controles de estabilidad a aplicar en el avance de esta excavación,
estableciendo adecuados sistemas de sostenimiento.
Otro de los factores importantes para la realización de este estudio es que esta
propuesta con todos sus resultados será expuesta a todos los proveedores
interesados en la ejecución de este proyecto dado son actividades costosas y de
alto riesgo que deben ser cotizadas en la realidad geomecánica y operativa de
la mina para posteriormente no incurrir en reprocesos, demoras, retrasos o
accidentes graves que generen pérdidas materiales y humanas.
También es importante indicar que se cuenta con información parcial
geomecánica de otros alimak que ya había sido ejecutado en similares
condiciones por lo cual representara información valiosa en el desarrollo del
presente estudio.
En el presente informe se presentará el análisis y evaluación de la propuesta
más viable y se explicaran los motivos por los cuales fueron descartadas otras
opciones entregadas al área de Geomecánica.
10
Capítulo 2: Metodología de Estudio
2.1. Planteamiento del problema
La Mina el Roble ubicada en la localidad del Carmen de Atrato Colombia,
considerada por la Agencia Nacional de Minería como uno de los proyectos de
interés nacional , no cuenta a la fecha con una infraestructura propicia para una
ruta de evacuación del personal de la mina, constituyendo un riego de seguridad
latente conforme la operación profundiza, si bien posee varias chimeneas de
ventilación y servicios no cuenta con una infraestructura propicia para
evacuación a superficie, adicionalmente contar con rutas de evacuación optima
es una de las exigencias actuales de la ANM y el Ministerio de Minas y Energía.
Es por esto por lo que los directivos de la empresa han convocado a todas las
áreas para buscar las mejores alternativas de solución a este problema actual.
El desarrollo de esta investigación se enfocará en encontrar la opción más viable
en términos de la estabilidad y rentabilidad de construcción de una chimenea tipo
con tecnología Alimak, que permita solucionar el incumplimiento legal que a la
fecha presenta la empresa en términos de una apropiada ruta de evacuación,
adicionalmente por un tema de responsabilidad en seguridad dado la mina en
este momento se encuentra avanzada hasta su nivel más profundo sin un óptimo
sistema de evacuación que comunique a la superficie.
Para la investigación y análisis de la información se emplearán múltiples
herramientas vistas a lo largo del diplomado de geomecánica, dado será
necesario realizar actividades de campo para caracterización, usos de softwares
como Dips, RocData, RocSupport, Phase 2 y revisión de la información
preexistente.
11
2.2. Objetivos
2.2.1. Objetivos Generales
Realizar la evaluación geomecánica de las alternativas de diseño
presentadas por el Departamento de Planeamiento para construcción de
una chimenea tipo Raise Bore que sirva como ruta de evacuación.
2.2.2. Objetivos Específicos
Realizar las correlaciones litológicas esperadas para el sector en el cual
se construiría la chimenea de evacuación.
Realizar la caracterización y clasificación geomecánica esperada para el
perfil sobre el cual se estima realizar el proyecto.
Realizar el análisis estructural de las familias de discontinuidades que se
estimas podrían ser predominantes durante el proceso de construcción
del proyecto.
Obtener los parámetros mecánicos de la roca y masa rocosa apoyados
en información preexistente de laboratorios de geomecánica y con el
apoyo de software como Rock Data.
Cálculos de sostenimiento a aplicar una vez se defina la mejor alternativa
empleando caracterización geomecánica por el Q Barton.
Calculo de las cantidades de soporte o sostenimiento que se estiman
serían necesarios para el proyecto.
Realizar modelamiento numérico por elementos finitos (Phase 2) para
definir el comportamiento de los factores de seguridad, buscando estar
por encima de 1.2 e ideal 1.8 por diseño recomendado por la asesoría
geomecánica del área.
Implementar otro software como RocSupport para comparar FS en
función del sostenimiento aplicado.
Dar todas las recomendaciones y conclusiones pertinentes que se deriven
del presente análisis.
12
2.3. Justificación
Como se mencionó anteriormente debido a que la Mina el Roble ha llegado a su
máxima profundización en términos del desarrollo, se ha visto la necesidad
creciente por temas de seguridad de proporcionar una ruta de evacuación optima
que llegue hasta superficie, adicionalmente dado el proyecto es considerado de
interés nacional y se quiere cumplir con toda la normatividad vigente, se ha
tomado la decisión de realizar este proyecto en el corto plazo.
Si en general la Mina el Roble es una operación segura en términos de la
estabilidad dado tiene políticas claras frente a restricciones de avances sobre
techos no sostenidos, es de vital importancia contar con rutas de evacuación
optima en caso de contingencias.
2.4. Alcances
Dentro de los alcances más importantes para el correcto desarrollo del presente
estudio tenemos:
Desarrollar el modelo geomecánico para el proyecto alimak 3.
Caracterización geomecánica de la masa rocosa.
Clasificación geomecánica de la masa rocosa
Zonificación geomecánica del área de estudio
Procesamiento y análisis de la información registrada.
Revisión y análisis de toda la información pre existente.
2.5. Muestra de estudio
En este proceso se considerarán como población y muestra todos los antiguos
proyectos similares conocidos como Alimak 1 y Alimak 2 diseñados
originalmente años atrás para ventilación, sobre estos sectores es que se
concentrara la recolección de la información de campo que nutrirá las bases
antiguas existentes, dentro de las tres propuestas realizadas por el área de
13
planeamiento se estima se concentraran esfuerzos de análisis sobre la
propuesta 3.
2.6. Ubicación
La mina de Cu-Au El Roble está situada en la Cordillera Occidental de Colombia
en el departamento del Choco, cercana a la localidad de Carmen de Atrato. La
altitud geográfica en la región varía de 1600 a 2700 msnm.
Se accede a la mina vía la ciudad de Medellín (Aeropuerto José María Córdova).
De Medellín se continúa vía terrestre por una carretera pavimentada de 145 km
hasta llegar a la localidad de Carmen de Atrato en aproximadamente 5:00 horas.
Las instalaciones de la mina están a 10 minutos de Carmen de Atrato por una
trocha afirmada.2.7.
Ilustración 1. Localización Mina el Roble. (Miner S.A 2018).
14
El área es montañosa. Está conformada por valles medianamente profundos,
colinas y cumbres de montaña. El clima es tropical con intervalos bien definidos
de mojado y seco, las temperaturas oscilan entre 18 y 28 ° C con poca variación
a lo largo del año. Hay precipitaciones durante todo el año, alcanzando los 2,942
mm al año. La vegetación alrededor del sitio de la mina consiste en laderas de
colinas boscosas y tierras bajas cultivadas.
2.7 Geología
2.7.1. Geología Regional
El área está emplazada en el Grupo Cañasgordas que es una secuencia
estratigráfica que se extiende por toda la Cordillera Occidental y está constituida
por dos formaciones:
Formación Barroso (constituye el basamento) y Formación Penderisco, la
primera compuesta por basaltos toleiticos y andesitas porfiríticas y la segunda
por rocas volcanosedimentarias.
Esta secuencia estratigráfica muestra un alineamiento promedio de N10°-30°W,
apreciándose que la Formación Barroso se ubica flanqueada tanto por el NE y
por el SW por rocas sedimentarias.
2.7.1.1 Estratigrafía
La litoestratigrafía desarrollada por Pratt & Ponce (2014) y por el último trabajo
de consultoría New Targets at the El Roble Massive Sulfide, Choco, Colombia,
May 2014 By: Warren Prat, Geological Mapping Ltd., indican las siguientes
características estratigráficas comenzando por la litología más antigua a la más
reciente:
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Basaltos (Kv).
Se presentan masivas y almohadilladas. Las almohadilladas tienen márgenes
amigdaloides y fracturamiento tipo corteza de pan. Hay además hyalotufos y
hyaloclastitas en menor cantidad. Los basaltos muestran excelente textura
variolítica en algunos lugares, esta textura es típica de lava rápidamente
enfriada. Los márgenes de las almohadilladas son verde oscuro y vítreos e
inalterados. Los basaltos están intruídos por gran volumen de diques andesíticos
del Terciario. En algunos lugares esta andesita puede ser difícil distinguirla del
basalto.
Chert (CHE).
Son grafiticos negros, localmente es blanco descolorido por metamorfismo de
contacto de diques terciarios. Es probable que capas delgadas de calizas se
presenten en esta secuencia. Se encuentran subyaciendo al basalto.
Lutitas (MST).
Está compuesta por lutitas negras laminadas a masivas con algunas capas ricas
en pirita. Contienen además algunas capas de chert negro.
Chert Nodular (NOD).
La roca comprende nódulos de chert y lutitas negras ricas en material orgánico
con abundante pirita y grafito.
Chert Laminado (LAM).
Presentan aproximadamente 1 m de espesor, presenta un bandeamiento
distintivo negro y blanco tipo zebra. Se presenta entre el basalto y el sulfuro
masivo.
Caliza Dolomítica (DOL).
Presenta una apariencia brechada es ampliamente sobrecargada por sulfuro
masivo o semimasivo. Se encuentra subyaciendo al sulfuro masivo en algunas
perforaciones.
16
Sulfuro masivo (MS).
Comprende el sulfuro masivo y semi-masivo.
Lutitas (MST).
Estas lutitas son muy similares a las lutitas ubicadas debajo de los sulfuros
masivos. Está cubierto por más de 0.5 m de lutita negra piritosa finamente
estratificada con capas de sericita alterada de arenisca fina.
Calizas y cherts (LMST).
Está compuesta por cherts y calizas ennegrecidas muy grafíticas. Estas calizas
están comúnmente laminadas.
Chert Negro (Kbc).
La caliza desaparece en niveles superiores y pasa a cherts grafiticos negros.
Chert (CHE).
Los cherts negros se vuelven más pálidos hacia niveles superiores. Por tanto, el
contacto es transicional. Estas rocas según se asciende hacia niveles superiores
cambian de color, primero pasa de unmarrón oscuro a gris claro con abundantes
fracturas grafíticas negras, después pasa a marrón distintivo, verde claro y
crema.
Chert Bioturbado (BIOT).
Los cherts pasan hacia arriba como una unidad estratificada distintiva de chert
bioturbado marrón. Estas unidades se presentan en la parte superior de la
columna estratigráfica.
Depósitos Aluviales.
Compuesto por escombros de ladera, flujos de barro, aluviales de río. La
naturaleza de estos elementos es la misma de las unidades de roca circundante.
17
Ilustración 2. Columna estratigráfica sector el Roble. (Miner S.A 2017)
2.7.2. Geología Local
De acuerdo con la información recolectada de las labores aledañas al
proyecto, a diferentes niveles, a la información suministrada por el área de
Geología se estima que la mayor parte del proyecto se avanzara en dos
unidades litológicas principales:
Chert Gris – Blanco Kgc:
Chert gris-blanco muy fracturado, plegado y estratificado, eventualmente con
lentes de areniscas silicificados, que pueden presentar abundantes venillas de
Qz y Carbonatos, de igual forma rellenos arcillosos a través de fracturas. Esta
18
unidad también puede presentar intrusiones de diques moderadamente
alterados a alterados.
Chert Negro Kbc:
Chert negro, localmente con lentes de areniscas y cortado por diques
moderadamente alterados, puede presentarse grafitoso y con altos grados de
fracturamiento, estratificado, presencia de venillas de carbonatos, localmente
plegado a muy plegado, también es factible la presencia de rellenos arcillosos
en sectores de mayor alteración.
Adicional a las dos unidades mencionadas anteriormente también se tienen
en la zona de influencia del proyecto la presencia de diques andesíticos:
Diques Andesíticos Tad:
Diques de composición andesítica, que por lo general se presentan alterados
a muy alterados, localmente pueden presentarse menos alterados, con
venilleos de pirita y otros materiales arcillosos.
De acuerdo con la información revisada en planta a diferentes niveles y a las
secciones Geológico- estructurales presentadas por el área de Geología estas
corresponden a las unidades litológicas principales sobre las cuales se
avanzaría el proyecto.
2.7.3. Geología Estructural
Todas las unidades rocosas fueron afectadas por tectonismo, plegamiento y
fallamiento durante la acreción de finales del Cretáceo al Terciario de la
Sudamérica Continental. La tectónica acrecional origino el fallamiento de bajo
ángulo y fallamiento de alto ángulo de la estratigrafía, y el desmembramiento del
depósito mineral en discretos lentes mineralizados.
19
En la mina El Roble la litología hospedante VMS parece haber sido volcada, con
alto buzamiento hacia el Este y aparentemente en contacto de empuje con los
sedimentos estructuralmente subyacentes de la Formación Penderisco.
Se aprecia un control estructural de orientación N10°-30°W coincidente con las
capas sedimentarias y otro sistema N50°-60°W y buzamientos subverticales y
hacia el W principalmente. Las fallas principales y las zonas de cizalla son
sinuosas, sub paralelas a la estratigrafía y a la cubierta basalto-sedimentaria.
Esto se aprecia en el contacto sulfuro masivo con las lutitas negras adyacentes
en el tope del basalto y con el basalto. Hay evidencia contundente de que todos
los sulfuros masivos son de la misma edad y ocurren en el mismo nivel
estratigráfico. Por lo tanto, la presencia de varios cuerpos mineralizados solo
puede significar la repetición de pliegues y fallas. Este parece ser el caso de
Zeus, Aquiles y Ares. Si los sulfuros masivos se pierden en algunas áreas deben
estar desplazadas en otras áreas ya sea por plegamiento o fallamiento.
2.8. Geotecnia
La mina el Roble es solo una de las otras bocaminas de los diferentes cuerpos
que se presentan en el área de concesión de la compañía, sin embargo y a pesar
de que existen otros accesos, solo el NV 1880 todo su desarrollo a presentado
trabajos relacionados con el área de geomecánica, los cuales incluyen la
evaluación de todos los proyectos de desarrollo, infraestructura y explotación
para este nivel y el cuerpo mineralizado Zeus.
Es de resaltar que solo a partir del 2016 empieza a configurarse el área de
Geomecánica con todos los estándares y procedimientos requeridos,
perfeccionando sus procesos a la fecha y siendo respaldada fuertemente por las
Gerencias y Directivos de la compañía en búsqueda de la excelencia y los
mejores estándares en términos de seguridad y condiciones subestándar por
caída de roca.
20
Capítulo 3: Marco teórico
Para el correcto desarrollo del presente informe es totalmente necesario tener
en consideración los siguientes aspectos teóricos que permitirán obtener los
resultados esperados, teniendo como pilar fundamental de unos resultados
óptimos la caracterización y clasificación apropiada del macizo rocoso sobre el
cual se avanzarán las excavaciones.
Para entender el origen de la caracterización y clasificación geomecánica de los
macizos rocosos es necesarios remontarnos un poco hacia la historia y los
antecedentes en el campo, la importancia de las clasificaciones Geomecánicas
radican esencialmente en la necesidad surgente de llevar los datos empíricos y
definidos a partir de la observación de campo a un parámetro de medidas que
permita realizar una evaluación objetiva, medible y cuantificable respecto a la
calidad y estabilidad de la masa rocosa.
Por otra parte, todo este sistema de clasificaciones existentes ha permitido en
todo el mundo definir de igual forma parámetros y estándares de sostenimiento
para excavaciones de todo tipo, toda esta información se ha venido
desarrollando por mucho tiempo y han sido muchos los autores que han aportado
valiosos conocimiento y métodos para ir perfeccionando el reconocimiento de la
calidad del macizo rocoso.
Debido a las múltiples variables geológicas que pueden afectar el análisis del
macizo rocoso se ha visto la necesidad de implementar métodos empíricos
dentro de los cuales se tienen las “Clasificaciones Geomecánicas”
Dentro de las Clasificaciones más reconocidas, sin dejar de resaltar que la
clasificación de Bieniaswsky (1973) y Lien y Lunde (1974) fueron las primeras en
generar gran aceptación internacional, así pues tenemos dentro de las más
comunes y reconocidas:
21
3.1 Clasificación y Caracterización Geomecánica RMR
Bieniawski 1989
Este es uno de los sistemas de clasificación más modernos y aceptados en gran
número de países, este sistema trabaja en función de cinco parámetros muy
importantes en una escala de valoración de 0 a 100 para valoración de la masa
rocosa, esos 5 parámetros principales son:
La Resistencia Compresiva Uniaxial de la Roca Intacta.
Rock Quality Designation o índice de calidad de la roca RQD.
El espaciamiento de las discontinuidades
La condición de las discontinuidades.
La presencia de agua.
En general lo que se propone con este método de clasificación o caracterización
es dividir la masa rocosa en grupos o dominios estructurales de comportamientos
similares, que permita mejorar y facilitar a través de sus resultados la mejora
continua en el diseño y planeación de laboreas subterráneas y superficiales.
Para este proceso de clasificación geomecánica se consideran varios
parámetros, tanto para la masa rocosa como para la condición de las
discontinuidades y la estructura de la masa rocosa que se describen brevemente
a continuación:
CLASIFICACIÓN DE PROTODIAKONOV (1976)
CLASIFICACIÓN DE BIENIAWSKI (1979 - 1989)
CLASIFICACIÓN DE SRC (1983) DE GONZALES DE VALLEJO
ROMANA (1985)
CLASIFICACIÓN DE RABCEWICZ (NATM) NORMA ALEMANA
CLASIFICACION DE ROCAS DE TERZAGHI (1946)
CLASIFICACIONES DE LA MASA ROCOSA
CLASIFICACION DE STINI Y LAUFFER (1958)
CLASIFICACION GOODMAN & DUNCAN (1971) TALUDES
CLASIFICACION DE WICKHAM et.al. (1972)
INDICE DE CALIDAD TUNELERA BARTON (1975)
22
1. Resistencia Compresiva Uniaxial (Rc – Roca Intacta)
Hace referencia a la resistencia a la compresión que ofrece la roca y puede ser
obtenida mediante diversos métodos, tanto de campo como laboratorio, sus
unidades son Mpa. Estos resultados se pueden obtener enviando muestras a
laboratorios certificados para realizar ensayos de carga puntual que permitan
obtener estos resultados o en su defecto usar otros instrumentos de campo como
el Martillo Schmidt o por pruebas de golpe con picota de Geólogo para lo cual
también existen algunas tablas de campo que facilitan la estimación de la
resistencia según la respuesta a la ruptura de la muestra en campo.
2. Rock Quality Designation o índice de calidad de la roca RQD.
Básicamente este parámetro permite de finir o expresar la competencia del
macizo rocoso en términos de su fracturamiento, se expresa en una escala de
porcentaje que va de 0% a 100%, siendo cero la condición más baja, pero que
en general no es un valor usado, normalmente si este es muy bajo se usa un
mínimo del 10%, donde su forma de cálculo dependerá de si es requerido para
el análisis de núcleos de perforación o análisis sobre afloramientos de masa
rocosa.
Para el caso del análisis de este índice se utiliza la siguiente expresión:
RQD = Ʃ De Testigos o núcleos con long ≥ 10 cm
Longitud de la carrera o corrida.
Ilustración 3. Calculo RQD en testigos de perforación. (Tomado Manual Geomecánica - SNPME)
23
Por otra parte, Palmstron (1982) sugirió que cuando no se tienen testigos, pero
se pueden identificar las discontinuidades con sus trazas visibles en afloramiento
o paredes de las excavaciones subterráneas, el RQ se puede calcular o expresar
según el número de discontinuidades en la unidad de volumen, proporcionando
la siguiente expresión, a partir de la cual se calcula este índice cuando se
realizan caracterización geomecánicas a interior de la mina:
RQD = 115 – 3.3*Jv
Don el Jv es la sumatoria de todas las discontinuidades presentes por unidad de
longitud y que se conoce como el conteo volumétrico de las mismas.
Es de resaltar que también existen otras expresiones matemáticas para este
cálculo con conteo o computo volumétrico o exponenciales, pero el anterior es el
más usado en el campo minero y en general la propuesta inicial para el
procedimiento en este cálculo surge de Deere 1989.
Ahora bien, para este proceso de caracterización y muchos otros es
indispensable conocer algunas propiedades o características de las
discontinuidades como son:
1. ESPACIAMIENTO
Hace referencia a la distancia perpendicular entre las discontinuidades, esta
propiedad es la que ayuda a definir el tamaño de los bloques de la roca intacta
o no perturbada, entre menor sea el espaciamiento mayor será es fracturamiento
y menor el tamaño de los bloques.
2. PERSISTENCIA
Hace referencia al tamaño de la discontinuidad en términos de su extensión en
el espacio, en el caso de las estructuras mayores tienden a ser persistentes es
decir extenderse a lo largo de varios metros y en este orden cuando mayor sea
su persistencia en el espacio tendera a ser menos estable.
24
3. RUGOSIDAD
Se refiere a la aspereza o irregularidades presentes sobre la superficie de las
discontinuidades, por lo tanto, es lógico pensar que cuanto mayor sea la
rugosidad de las caras o superficies de las discontinuidades mayor será la
fricción entre bloques y por tanto mayor la estabilidad.
4. ABERTURA/APERTURA
Separación entre las caras o superficies de discontinuidades, a mayor
distanciamiento entre estas superficies mayor tendencia a inestabilizar.
5. RELLENO
Corresponde a los materiales de relleno que se encuentran dentro o sobre las
superficies de las discontinuidades, estos pueden ser tanto duros como blandos
y se sabe que cuanto más suaves o blandos sean pues la calidad tiende a bajar.
6. ALTERACION/ METEORIZACIÓN
Propiedad que se refiere a intemperización o descomposición química o física
de la roca y sus superficies, que en general se hace más fuertes conforme hay
mayor interacción de la masa rocos y el entorno o en presencia de agua, tiende
a aumentar luego de darse la exposición del macizo y puede condicionar al igual
la resistencia de la roca.
Otros procesos que también son de relevante importancia tener en cuenta en
este proceso de caracterización son la presencia de agua, que en general según
su cantidad afecta sustancialmente la calidad final dado que es un lubricante
natural y puede según cantidades ejercer presiones hidráulicas sobre la masa
rocosa, adicional a esto también se tiene la orientación de las discontinuidades
que de acuerdo a su disposición respecto al avance de la labor y al ángulo de
inclinación pueden favorecer o no la estabilidad estructuralmente controlada, por
otra parte existen otros factores influyentes como la presencia de estructuras
mayores tipo fallas y la presencia y liberación de esfuerzos.
25
Las propiedades y características descritas anteriormente no solo es importante
poderlas definir e identificar para el proceso de caracterización usando el método
RMR Bieniawski, la correcta definición de estas también servirá como base para
otras clasificaciones como la del Q Barton entre otras.
Para este sistema es importante resaltar existen entonces un conjunto de tablas,
ábacos y gráficos de apoyo que permiten definir la calidad por RMR y a la vez
realizar ajustes en función de la orientación de las excavaciones respecto a la
disposición u orientación de las discontinuidades, lo que incorpora conceptos
como el RMR (Básico) y RMR (Corregido), según condiciones Favorables o
Desfavorables para el avance.
Como resultado final de este método se obtiene la calidad global de la roca y que
se agrupa para este método en 5 grandes categorías, adicionalmente también
permite definir el tiempo de autosoporte o o tiempo de estabilidad de una
excavación en un claro libre de soporte (concepto original Lauffer), sin tener en
cuenta la cohesión y el ángulo de fricción.
Ilustración 4. Relación Clases – Rangos y Calidad. RMR compartico Q Barton. (DCR
Ingenieros. Consultores).
26
Ilustración 5. Tiempo de estabilidad de excavaciones sin soporte. (U.P.C – Ingeniería
Geológica)
Para la clasificación del macizo rocoso en la zona de proyecto se utilizó el
sistema de clasificación de Bieniawski de 1989 (RMR –Rock Mass Rating), Los
valores de resistencias y RQD fueron tomados en campo utilizando herramientas
como martillo geológico (golpe de picota) y registro lineal de discontinuidades,
adicionalmente se registran otras condiciones de las discontinuidades para en
conjunto y usando los formatos vigentes en el área se pueda determinar la
calidad de masa rocosa del proyecto.
27
Ilustración 6. Tablas guía empleadas para determinar resistencia roca intacta con martillo geológico. (CGI, 2019)
Ilustración 7 Resistencia de la matriz rocosa detalle. (M. Ferrer y L. Gonzales de Vallejo (1999))
28
Ilustración 8. Abaco empleado para determinación de UCS a precisión. (CGI 2019)
Ilustración 9. Abaco empleado para determinación de RQD a precisión. (CGI 2019)
Ilustración 10. Abaco empleado para determinación de espaciamiento entre discontinuidades a precisión. (CGI 2019)
29
Para poder completar a satisfacción la caracterización de la masa rocosa con
este método, es de suma importancia determinar como ya se mencionó otras
características de las condiciones de las discontinuidades según se presentan a
continuación:
• Discontinuidades:
− Identificación: tipo de plano (estratificación, esquistosidad, juntas, fallas)
− Características (para cada tipo o familia de discontinuidades):
- Orientación: dirección y buzamiento.
- Espaciado: en mm.
- Persistencia: Continuidad según dirección y buzamiento
- Rugosidad, establecer tipos y clases.
- Apertura: en mm
- Relleno: Tipo y Composición
- Espesor: en mm
- Grado de meteorización
- Filtraciones, (Presencia de agua)
Ilustración 11. Rangos para espaciado. (M. Ferrer y L. Gonzales de Vallejo (1999)).
Ilustración 12. Rangos para Persistencia. (M. Ferrer y L. Gonzales de Vallejo
(1999)).
30
Ilustración 13. Rangos para Aberturas (M. Ferrer y L. Gonzales de Vallejo (1999)).
Ilustración 14. Guía para descripción de rellenos, agua en (M. Ferrer y L.
Gonzales de Vallejo (1999)).
Para poder obtener una buena clasificación por este método es necesario
evaluar desde campo todos los parámetros mencionados para las
discontinuidades y estas tablas pueden constituir una ayuda fundamental como
guía de campo.
Así en conclusión para una correcta clasificación por el RMR de Bieniawsky es
indispensable evaluar:
Resistencia uniaxial de la roca intacta.
Grado o intensidad de fracturamiento del macizo (RQD).
Espaciamiento de las discontinuidades o la separación entre juntas (m).
Condiciones de las discontinuidades tales como rugosidad, persistencia,
relleno.
Condiciones de la influencia del agua, humedad, filtraciones, goteos.
31
Por último, un tema importante para hallar el RMR corregido por la
orientación de las discontinuidades, esta corrección se aplica al RMR
básico derivado de los puntos anteriores:
Obtenida toda la información anterior se revisan los diferentes parámetros y
rangos propuestos por este autor para cada punto y así definir el valor numérico
en cada aspecto:
Ilustración 15. Parámetros para clasificación según Bieniawsky (M. Ferrer y L.
Gonzales de Vallejo (1999)).
Ilustración 16. Clasificación Geomecánica según índice de calidad RMR de
Bieniawsky. (M. Ferrer y L. Gonzales de Vallejo (1999)).
32
3.2 Diseño de Sostenimiento por Caracterización Geomecánica.
Existen diferentes métodos para definir o determinar el soporte o sostenimiento
a aplicar en una excavación, dentro de estos están aquellos propuestos para
definir a partir de los resultados y caracterización geomecánica, también existen
otros software y métodos numéricos que si bien no recomiendan se pueda aplicar
el soporte definido por estas tablas a partir de la caracterización y ver el
comportamiento e interacción final del soporte con la masa rocosa.
Para efectos de este informe se usará el método de selección de sostenimiento
propuesto por Barton y Graham, sin embargo, se hará a continuación una breve
reseña de las propuestas de otros autores.
Sostenimiento recomendado RMR:
A partir del cálculo del RMR también será posible definir una recomendación
para el sostenimiento en túneles en general del tipo herradura para secciones
promedio de 10 m de amplitud, construidos por métodos de perforación y
voladura y en general con presiones verticales inferiores a 25 Mpa.
Ilustración 17. Recomendaciones para sostenimiento en labores >= 10 m. (U.P.C –
Ingeniería Geológica).
33
Ilustración 18 Traducción de recomendaciones para la excavación y aplicación del
sostenimiento en túneles (Romana Ruiz 2000).
Sostenimiento recomendado Q Barton:
Este método involucra conceptos y medidas como lo son el De (Diámetro
Equivalente) que a su vez relaciona las dimensiones de la excavación (ancho,
altura o diámetro) con el factor ESR ( Excavation Support Ratio) este valor de
ESR se puede obtener a partir de la tabla de Barton et.al 1974 según el uso que
vayamos a dar a la excavación y el grado de seguridad que se quiera obtener,
donde para ESR bajos indicaríamos la necesidad de tener un alto nivel de
seguridad.
El valor de la sección o altura – ancho de la labor y el ESR podemos obtener la
DE “Dimensión Equivalente “necesaria para la definición del soporte a aplicar o
la categoría del soporte a aplicar según este sistema.
Esta expresión está dada por:
34
Ilustración 19 Valores ESR Barton et. Al 1974 (Tomado CGI 2019).
Una vez se tiene el valor de Q definido a partir de la clasificación Geomecánica
y se ha calculado la dimensión equivalente a partir del valor ESR y ancho o altura
de la labor se puede proceder con la determinación del soporte a aplicar por
Barton a partir de su carta esquemática para el sostenimiento según se presenta
a continuación:
35
Ilustración 20 Recomendaciones de soporte permanente basados en el Valor de Q y DE.
(Handbook – The Q Systems).
En la carta de soporte presentada arriba los valores de Q van ploteados sobre el
eje de las X y los valores de la Dimensión Equivalente sobre el eje de la Y, de
esta forma y teniendo estos valores se realiza el cruce de información según
valor para cada cálculo y el punto de cruce se ubicará en una categoría
recomendada para el sostenimiento.
Sostenimiento recomendado Protodiakonov:
Esta clasificación es bastante usada en Europa, en esencia este método se
fundamenta en ideas sobre arqueo y desarrollado para materiales granulares
aunque se ha extendido a rocas y suelos, este autor propone que sobre la
36
excavación se desarrolla un arco que puede considerarse prearticulado cuyo
equilibrio solo puede alcanzarse si los esfuerzos actuantes sobre este son de
compresión y no de flexión.
En general este autor clasifica los terrenos asignado un factor o coeficiente de
resistencia conocido como “f” este factor combinado con las dimensiones del
tunel define las cargas para el calculo de dimensionamiento del sostenimiento.
Es importante resaltar que este metodo esta fundamentado principalmente en la
teoria del arqueo propuesta por Terzaghi (1946).
Protodiakonov fue pionero en la determinación de la zona plástica formada
alrededor de la excavación, fundamentando su concepto como ya se mencionó
en el concepto del arqueo, en general se estima es una buena herramienta para
determinar qué tan amplia es la zona plastificada del terreno y en general lo que
hace es:
Ilustración 21 Croquis explicativo para plantear el método Protodiakonov. (Blog de
Geotecnia – Enrique Montalar).
Considera un arco parabólico triarticulado trabajando a compresión.
Plantear el equilibrio de fuerzas, compensando las cargas verticales y
horizontales mediante el factor “f”. (coeficiente de rozamiento)
Buscar la mayor altura estable “h” que puede desarrollar el terreno.
Lo anterior para obtener la siguiente expresión para determinar zona plástica:
37
Una vez que se ha logrado definir esta zona o la altura máxima de la parábola
se tendrían dos zonas, por encima y por debajo de la misma, con dos
comportamientos diferentes, la porción ubicada sobre la parábola quedara
sustentado por el efecto arco o arqueo y todo aquello bajo la parábola cargara
directamente sobre el sostenimiento.
Donde f para el caso de rocas = ẟc/ 10
ẟc = Resistencia a la compresión simple de la roca intacta en Mpa.
Donde:
a = Equivale a la mitad del ancho de la excavación en m
H = altura de la excavación en m.
Ilustración 22 Zona plástica, comportamiento parabólico – arqueo. (CGI 2019)
Protodiakonov de forma aproximada dio algunos valores del factor “f” en función
de la resistencia:
38
Ilustración 23 Valores aproximados factor f para categorías de resistencias. (Blog de
Geotecnia – Enrique Montalar).
Existen diversos sistemas de clasificación para el macizo rocoso que proponen
diversas aplicaciones de soporte según las calidades obtenidas, las presentadas
en el informe solo son algunas de estas, es importante recordar que a pesar de
que todas pueden variar son producto de las observaciones de campo y se han
desarrollado empíricamente que plantean la calidad de la roca en función de sus
características mecánicas, de su capacidad de soporte y el comportamiento en
el tiempo, en el presente informe se aplicaran las de Barton y algunos de los
principios propuestos por Protodiakonov.
3.3 Sostenimiento en Excavaciones Subterráneas
El soporte de roca consiste en todos aquellos materiales, elementos o
procedimientos que implementamos para mantener y mejorar la estabilidad del
macizo rocoso, permitiéndole resistir las cargas que se generan cerca del
perímetro de una excavación, existen dos grupos principales en los cuales se
pueden agrupar los diferentes elementos de soporte que puedo usar:
39
3.3.1 Sostenimiento Activo
Corresponde al soporte instalado para el refuerzo de la roca, donde los
elementos del sostenimiento interactúan con la masa rocosa, se vuelven parte
integral de la misma, trabajan de forma inmediata.
Dentro de este grupo se encuentran principalmente todos los refuerzos de tipo
anclaje, donde se tienen principalmente:
1. Pernos de anclaje Mecánico
Conformada por una varilla de acero de diámetro variable, normalmente de 16
mm, que presenta un anclaje tipo mecánico de expansión al final del elemento y
una cabeza forjada con roca donde se ubica una planchuela normalmente
cóncava y una tuerca, este mecanismo debe ser posicionado con el anclaje
mecánico al final del taladro o hueco abierto.
Usados en rocas moderadamente duras a suras y masivas, preferiblemente en
ausencia de agua, no recomendados en terrenos muy fracturados o sometidos
a muchos esfuerzos.
Como en todo sistema de anclaje deben contarse con diámetro de los taladros
que no excedan el máximo expandible, normalmente de 35 mm a 38 mm
40
Ilustración 24. Pernos de anclaje mecánico. (Sociedad Nacional de Minería, Petróleo y
Energía, 2004)
41
Ilustración 25. Efecto de los pernos o forma de trabajo en función a su disposición,
arreglo y disposición de los estratos o discontinuidades. (Sociedad Nacional de Minería,
Petróleo y Energía, 2004)
1. Pernos De Varilla Corrugada.
Varillas de acero con extremos biselados, que se confinan dentro de un taladro
mediante cementantes como resinas, cartuchos cementados o inyección de
lechadas, la interacción o anclaje entre la varilla y masa rocosa se da a lo largo
de la longitud del elemento por tres mecanismos: adhesión química, fricción y
fijación. Su correcto trabajo depende de la correcta adherencia entre el acero y
la roca
En presencia de agua siempre se recomienda el uso de resinas y no cartuchos
cementados, normalmente son usados para labores permanentes y en
condiciones de buena a mala calidad al igual que en presencia de altos
esfuerzos.
42
También es importante controlar el diámetro del taladro y sus capacidades varían
según diámetros ofrecidos en el mercado, dentro de este grupo también entraría
las barras helicoidales.
Cuando se usan resinas o inyecciones de lechada es importante asegurarse dar
el tiempo apropiado de fraguado en caso de no utilizar cementos especiales que
garantizan tiempos menores para este proceso.
Ilustración 26.Varillas Corrugadas o pernos con anclajes cementantes (Sociedad Nacional de Minería, Petróleo y Energía, 2004)
43
Ilustración 27. Cementantes de pernos, lechadas, resinas cartuchos de cemento. (Sociedad Nacional de Minería, Petróleo y Energía, 2004)
Cuando se ha definido cual es el perno que instalar o el tipo de perno a instalar
es muy importante poder definir también cuál será su longitud de anclaje y los
ángulos de instalación para lo cual existen algunas relaciones simples que
permitirían hacerlo:
Es importante considerar que un perno debe ser instalado conservando
un ángulo de 90° respecto a la superficie de instalación con un máximo
de 10° respecto a la vertical y la platina o planchuela debe reposar
completamente sobre la superficie para garantizar que el conjunto trabaje
correctamente.
44
Ilustración 28 Angulo de instalación pernos de anclaje. (CGI 2019)
Adicional a lo manifestado anteriormente es importante definir la longitud del
perno, en la siguiente imagen se presentan algunas expresiones simples que
permite calcular esto y saber que se está dentro de la relación deseada, para la
aplicación de estas fórmulas simples se podría contar con el dato de la zona
plastificada calculada por Protodiakonov y allí reemplazar los valores de X para
definir la longitud de anclaje mínima requerida para superar esta zona o por lo
menos identificar por cuanto se requeriría programar esta longitud de perno.
Ilustración 29 Longitud y espaciamiento de los pernos. (CGI 2019).
1. Pernos Split Set.
En el caso de estos elementos y los Swellex se espera un trabajo por fricción o
de resistencia al deslizamiento a lo largo de toda la longitud del taladro, a pesar
45
de que ambos elementos funcionan bajo el mismo principio tienen diferentes
mecanismos de sostenimiento.
Normalmente se emplean para trabajar en rocas regulares a malas, dando
buenos resultados en zonas de cizalla, en labores de tipo temporal y su proceso
de instalación en general es simple, para el caso de los swellex debe usarse
inyección de agua a presión dado que estos trabajan bajo este mecanismo.
En general este tipo de anclaje tiene bondades buenas en tiempos operativos
por instalación y costos, sin embargo, su capacidad de resistencia a la tracción
es mucho menor que la de un perno helicoidal o varilla corrugada.
Ilustración 30 Split Set – mecanismo de funcionamiento. (Sociedad Nacional de Minería, Petróleo y Energía, 2004)
46
Ilustración 31. Swellex – Mecanismo de funcionamiento. (Sociedad Nacional de Minería, Petróleo y Energía, 2004)
1. Cable Bolt
Son reforzamientos hechos normalmente de cables o alambres de acero
trenzados, los cuales se fijan a la masa rocosa usando cemento o una pasta de
cemento dentro del taladro, existen varios tipos, algunos son trenzados, otros
simples o bulbados. Tienen una alta capacidad de anclaje, hasta 25 Ton, vienen
en varias longitudes y presentaciones.
Este elemento puede ser usado tanto en labores temporales como permanentes,
como siempre es importante garantizar y verificar el diámetro del taladro al igual
que su limpieza.
47
Ilustración 32. Tipos de Cables. (Sociedad Nacional de Minería, Petróleo y Energía, 2004)
3.3.2 Sostenimiento Pasivo.
Donde los elementos del sostenimiento actúan o trabajan sobre el contorno de
la excavación, no hay interacción directa dentro de la masa rocosa, estos
interactúan con la superficie del macizo y entran en funcionamiento cuando se
dan desplazamientos o deformaciones.
1. Mallas
Sostenimiento de carácter pasivo, cuya función principal es prevenir la caída de
roca, retener bloques y actuar en ocasiones en combinación con el shotcrete
para soportes más pesados.
Esta se fija a la masa rocosa siguiendo el contorno y rugosidad de las
excavaciones, se fija normalmente usando pernos de anclaje de diferentes
variedades, trabaja bien con anclajes tipo Split set, en general está conformada
por un tejido de alambre de barras lisas o corrugadas que se disponen de formas
48
transversal y longitudinal, que deben ser soldadas por un mecanismo especial
de fusión para la correcta distribución de los esfuerzos.
Existes de varios tipos y calibres, como las de alambre tejido (eslabonada) o
alambre soldado como las electrosoldadas, de calibres variables en términos del
diámetro del alambre.
Ilustración 33. Tipos de Mallas: Eslabonadas (Izq) y Electrosoldadas (Der). (Sociedad Nacional de Minería, Petróleo y Energía, 2004)
2. Concreto Lanzado – Shotcrete
Corresponde a un concreto cuyos materiales componentes principales son
cemento, agregados, agua, aditivos, plastificantes y acelerantes, fibras
metálicas, las mezclas obtenidas de la combinación de estos materiales en
diferentes cantidades es aplicada sobre la masa rocosa a partir de equipos o
bombas de proyección que proyectan el concreto a alta velocidad sobre la
superficie buscando adherirla a la misma.
Existen dos tipos más comunes de mezclas, las vía húmeda o vía seca, en el
primer caso se manejan volúmenes de agua que son homogenizados o
49
mezclados con los restantes componentes, para el segundo caso no se emplea
agua y la mezcla de materiales se hace en seco, pre humedecido por aditivos,
en ambos casos son alimentados a las tolvas de los equipos de lanzado y desde
allí es succionado para ser impulsado por el sistema de mangueras hasta la
puntera o boquilla desde donde sale a presión contra el macizo rocoso.
Para que este sostenimiento se adiera a la masa rocosa es necesario cumplir
con ciertas condiciones minimas como lo sosn el desate previo y/o percusion de
bloques sueltos o abiertos, la superficie limpia que se consigue con el riego a
presion de agua y en condiciones de mala calidad con aire comprimido, esta
maniobra permite eliminar el material particulado superfial suelto y polvo,
garantizando mayor adherencia.
Por otra parte, también es muy importante cumplir con una buena técnica de
lanzado pues esto permite que la aplicación del shotcrete se finalice de forma
exitosa, este proceso es tan importante la posición del lazador como la distancia
de la boquilla o puntera a la cara del macizo, también la perpendicularidad en el
lanzado, los movimientos oscilatorios y el orden de lanzado iniciando siempre de
la base de los hastiales a la corona.
Ilustración 34. Técnicas de lanzado. (Sociedad Nacional de Minería, Petróleo y Energía, 2004)
50
Existen numerosos equipos para realizar esta actividad, desde bombas para
lanzados manuales hasta equipos mecanizados, que agilizan los procesos
productivos y los ciclos de minado y por otro lado dan más garantías de
seguridad al personal encargado de esta tarea.
Ilustración 35. Modelos de algunos equipos de lanzado mecanizados. (CGI 2019)
3. Cimbras Metálicas o Cerchas.
Usadas generalmente para sostenimientos permanentes, en condiciones de
masa rocosa intensamente fracturadas y débiles, sometidas a condiciones de
altos esfuerzos, son elementos de altas resistencias mecánicas y excelentes
propiedades de deformación, lo cual ayuda a contrarrestar el cierre de la
excavación.
Se construyen según el requerimiento necesitado para la carga a soportar, al
igual que de la forma y sección de la excavación, pueden ser tipo rígida que usa
perfiles tipo H o W o deslizantes tipo Omega, en ambos casos pueden ser de
varios cuerpos, en general mínimo 3 cuerpos o segmentos.
Para garantizar el correcto funcionamiento de estas es importante tener las
siguientes consideraciones:
Todas las cimbras y sus palancas deben estar correctamente apoyadas y
sujetas al piso.
Las cimbras deben estar en contacto con las paredes de la excavación,
de ser necesario topearlas correctamente.
Deben conservar paralelismo y ser instaladas verticalmente, en labores
con gradientes igualmente verticales no perpendiculares al piso.
51
Amarradas en conjunto y colocación de tensores para garantizar su
estabilidad post voladura.
Figura 1 Cerchas rígidas, varios cuerpos según geometría. (Sociedad Nacional de Minería, Petróleo y Energía, 2004)
Figura 2 Cimbras deslizantes – perfil THN (Omega). (Sociedad Nacional de Minería, Petróleo y Energía, 2004)
Los tipos de sostenimiento o soporte mencionados anteriormente se encuentran
dentro de los más importantes y usados, es de resaltar que existen otros tipos
adicionales como la madera, las Straps, las gatas hidráulicas, los Jack Pot y el
relleno hidráulico o cementado, los concretos armados tipo Shotfer y los pilares
in situ, sin embargo dado en el presente informe se estima según los métodos
52
de selección que se emplearan, no es necesario ahondar en otros tipos, pues se
abarcan los que se esperan implementar.
3.4 Interacción Roca Soporte
La necesidad de instalar un sostenimiento en una labor subterránea siempre
conllevará a la pregunta de cómo será el comportamiento o la interacción de este
soporte respecto a las cargas y deformaciones de la masa rocosa,
Bajo ciertas condiciones de la geometria y carga de la excavación se pueden
realizar analisis de como es dicha interacción, para este analisis es importante
tener en cuenta parametros del terreno como los son modulos elasticos, criterior
de rotura deformación al igual que los parametros del sostenimiento a aplicar
como lo sons la rigidez y carga capaz de soportar.
El principio de interaccion o procedimiento de interacción, se puede resumir en
el siguiente esquema:
Ilustración 36 Esquema de la sección de un túnel vs todas las presiones y deformaciones actuantes en diferentes etapas. (PERUMIN).
De acuerdo al corte presentado arriba se pueden interpretar de la siguiente forma
las secciones:
53
Lejos del frente Sección A-A´:
Ubicada sobre el futuro contorno teorico de la labor donde actua la Pₒ
(Logicamente esta sección aun no se ha deformado), de manera que el
desplazamiento radial Ui de los puntos de la seccion teorica del tunel es nulo.
Proxima al Frente Sección B-B´:
Sección ya excavada y muy proxima al frente o tope de la labor, donde la tension
Pₒ ha desaparecido y el contorno de la labor ha experimentado un
desplazamiento hacia el interior Ui , en este sentido, deberia existir una carga
ficticia P i que permita igualar la deformación Ui, asi esta relación P i/ Ui constituye
la denominada “ CURVA CARACTERISTICA DEL TERRENO).
Distancia conservadora al frente Sección C-C´:
Corresponde a aquella zona considerada normal donde se coloca un
determinado sostenimiento (bulones, shotcrete, cuimbras etc) que entraria
inmediatamente en carga al menos por dos razones, la primera por el porgresivo
alejamiento del frente lo cual supone una disminucion virtual de la carga Pi y por
tanto un incremento en la deformación radial y segundo las deformaciones
diferidas de la roca al transcurrir el tiempo. Asi pues en primera aproximacion el
revestimiento reaccionará con una determinada rigidez constante (K) frente a las
deformaciones impuestas.
Ilustración 37 Representación gráfica de las diferentes curvas en un gráfico Pi vs Ui.
54
Teniendo en cuenta que dicho sostenimiento se instala una vez que la roca se
ha deformado una magnitud Ud, la respuesta del revestimiento se puede expresar
así:
Zona De Equilibrio. El desplazamiento Ud corresponde a una
determinada presión virtual sobre un túnel Pd, la ecuación anterior se
denomina “CURVA DE CONFINAMIENTO” (CF). En esta zona finalmente
la roca y el sostenimiento alcanzaran una posición única de equilibrio,
como se esperaría sobre la sección D-D´, cuando se alcancen la presión
y desplazamiento de equilibrio Peq y Ueq comunes a las dos curvas CC y
CF.
Ilustración 38. Opciones para elección de sostenimiento.
Para una determinada curva CC (CURVA DEL TERRENO) el proyectista o
constructor puede optar por:
1. La instalación de un sostenimiento muy próximo al frente (Ud1) o lejos de
este (Ud2) (Figura 48).
2. Puede elegir la rigidez del sostenimiento Rígido en K1 y deformable Kn.
55
Se supone en principio que cuanto más rígido sea un sostenimiento y más
próximo al frente se instale, mayor será la presión de equilibrio que ha de
soportar y menor el desplazamiento radial o convergencia de la labor.
Para aplicar este método es necesario:
Determinar la curva CC (Que solo depende de las características del
terreno)
Determinar la rigidez del sostenimiento K.
Determinar la deformación del túnel Ud. (o de forma equivalente Pd)
correspondiente a la instalación del sostenimiento.
Para determinar la curva característica del terreno se considera sucesivamente
el comportamiento elástico y elastoplástico del terreno. Se presentan soluciones
para dos criterios de rotura:
Criterio Mohr Coulomb
Por ser de uso generalizado, tato en macizos rocosos como en suelos.
Permite de forma natural tratar las condiciones no drenadas (C=Cu, ɸ=0) y
puramente friccionales (C=0,ɸ).
Criterio de Hoek & Brown por su fidelidad para reproducir las
envolventes de rotura no lineales observadas en roca.
Es importante resaltar que también existen otros métodos de análisis y cálculos
por otros autores como Carranza.
Este método tiene limitaciones y ventajas, entre estas las geometrías circulares
donde normalmente se calcula (geometrías circulares para excavaciones),
dificultades con el comportamiento tridimensional, dentro de las ventajas el poder
obtener múltiples soluciones analíticas y su comparación con otros métodos
numéricos avanzados es satisfactoria.
56
3.5 Software RocSupport
Software de la firma Rocscience interactivo y de fácil uso, que permite determinar
la convergencia o deformación de una excavación y permite ver la interacción
del sostenimiento aplicado con la roca dentro de la excavación, en este software
también es posible ver la relación o realizar el cálculo de la curva característica
del terreno descrita anteriormente, los esfuerzos in situ (gravitacionales),
determinar la zona plástica y ver factor de seguridad de la excavación luego de
aplicado el sostenimiento.
Para la implementación de este software en la verificación del diseño del
sostenimiento y su interacción con el macizo es necesario contar con algunos
parámetros de la roca al igual que del soporte.
Esta tecnología permite hacer el análisis de la interacción roca soporte, que en
general requiere de información de entrada como el radio del túnel, las
propiedades de la roca y parámetros del soporte, sin embargo, siempre es
recomendable para evaluar diseños avanzados de túneles usar el software de
elementos finitos PHASE2.
3.6 Software Phase 2
El software PHASE 2 de la firma Rocscience es uno de los más usados en la
actualidad para realizar el análisis de esfuerzos y deformaciones de diferentes
medios, es ampliamente aplicada en muchos campos, no solo en temas de
mecánica de rocas asociadas a excavaciones subterráneas o proyectos de
ingeniería civil, también se emplea en otros campos como en la revisión de los
factores de seguridad en los procesos de interacción roca y soporte, al igual en
la definición de zona plástica alrededor de las excavaciones, lo que permite ver
en general cual será el comportamiento del soporte aplicado en función del factor
de seguridad requerido.
57
Este software, como ya se ha mencionado, trabaja en base al método de
elementos finitos y en general lo hace de forma bidimensional o en 2D, se
conforma de tres módulos principales que corresponden al modelamiento,
calculo e interpretación de resultados.
Permite de igual forma la interacción e importación desde otros softwares
también ampliamente usados como el AutoCAD entre otros.
Es una herramienta versátil, amigable con el usuario y se ha constituido en una
gran ayuda en el campo de la Ingeniería, Minería entre otros, proporcionando
mayor agilidad y precisión en los procesos de análisis de la estabilidad de
excavaciones subterráneas respecto a sus posibles secuencias de minado en
función de los esfuerzos circundantes, tensiones y deformaciones.
58
Capítulo 4: Investigaciones básicas
De acuerdo a la solicitud realizada por el área de planeamiento se procede
con la evaluación Geomecánica de los potenciales proyectos para la
ejecución del alimak 3, en primera instancia se evaluaron dos propuestas que
en general fueron descartadas por su complejidad no solo en términos de la
calidad de masa rocosa sino también porque se encuentran ubicadas
directamente sobre el sector por donde confluyen y drenan todas las aguas
del nivel 2000 desde antiguas labores de minado asociadas a los cuerpos
Pachos y Chivos, esto se considera un factor influyente no óptimo para la
conexión de estas dos propuestas iniciales cuyas imágenes se presentan
abajo:
Ilustración 39. Propuesta 1. (Miner S.A 2019)
59
Ilustración 40. Propuesta 2. (Miner S.A 2019)
En general de estas dos la propuesta 1 era la más viable en términos de
seguridad en avances, costos del sostenimiento y tiempos de ejecución
de proyecto.
Ambas propuestas básicamente fueron descartadas pues la cabeza del
alimak estaría ubicada en el nivel 2000 sobre el sector donde confluyen y
drenan todas las aguas provenientes desde superficie y antiguas labores
de los cuerpos Chivos y Pachos con las cuales se abastece el nivel 1880
donde está ubicado el pie del alimak 3. (Ver Figura3)
60
Ilustración 41. Vista planta cabeza alimak 3 propuestas 1 y 2. (Miner S.A 2019)
Con base en lo planteado anteriormente se rediseño por parte de planeamiento
una nueva propuesta (propuesta 3) que se solicita tenga una propuesta alterna
unos metros más adelante buscando intentar cortar una única unidad litológica y
evitar tener a la cabeza de este chert negro, el presente informe tiene como
finalidad centrase en la evaluación de esta última propuesta.
61
4.1 Datos de la Excavación Subterránea – Geología
Ilustración 42. Sección B y A, Geológico estructural relacionada al proyecto Alimak 3. (Miner
S.A 2019)
62
Ilustración 43 Planta sector nivel 1900 – 1895- Base alimak 3 – Chimenea Camino –
Alimak 1. Propuestas P3 y P4. (Miner S.A 2019)
Ilustración 44 Planta sector nivel 2000- cabeza alimak 3 - Alimak 1. Propuestas P3 y P4.
(Miner S.A 2019)
63
Como primera conclusión de esta evaluación se considera
conservaremos condiciones similares en términos litológicos para la base
de ambas propuestas, avanzando inicialmente en chert gris, con
probables paquetes de areniscas y diques andesíticos.
Se aprecia en la imagen anterior que tanto el alimak 1 como la chimenea
camino fueron realizadas atravesando unidades litológicas de las mismas
características en este nivel base, por lo cual se estiman totalmente
viables en términos litológicos la ejecución de cualquiera de las
propuestas desde este punto.
La ilustración 35 presenta la planta del nivel 2000 con la cabeza del alimak
para ambas propuestas, en ambos casos se ratificaría el avance y llegada
a la cabeza en chert gris, sin embargo, en la propuesta 3 estaríamos más
próximos al contacto con chert negro y dique y el avance de la ventana
de acceso iniciaría en zona de contacto. Por esta situación y abonado a
que el Kbc tiende a presentar más bajas condiciones de calidad que el
Kgc es que se estima conveniente realizar este proyecto por la propuesta
4.
Para el caso de la propuesta 4 se estimarían desde la base hasta la
cabeza avances principalmente en chert gris, aunque de resaltar que no
es descartable que localmente encontremos paquetes o lentes de
areniscas, intrusiones por diques y a lo mejor algunos arrastres de chert
negro.
Se presentan las secciones geológico-estructurales que para los cortes B
y A, C se considera tendría el mismo comportamiento de B solo que el
contacto estaría mucho más distal de la chimenea, casi duplicando la
distancia de dicho contacto a la labor P4.
64
Sección Geológico – Estructural para el corte B, está ubicada
trasversalmente a la propuesta 3, en primera instancia para este punto de
la sección se esperaría avanzar todo el alimak 3 en chert gris, sin
embargo, la ventana de ingreso por el NV 2000 a la cabeza debería
atravesar contacto con Kbc en sus inicios y avanzaríamos la chimenea
con zona de contacto Fallado a una distancia promedio de 18 m (techo).
Se estima la sección C tendría un comportamiento similar exceptuando
que la distancia promedio a zona de contacto con Kbc se estima se
duplicaría y por tanto se considera un escenario mejor para dar avance
por la propuesta 4 (P4 – sobre Sección C).
Dado se conocen bien las condiciones geomecánicas en general para
estas asociaciones litológicas, es importante tener las recomendaciones
iniciales de la ubicación final del alimak en función de las unidades
litológicas a cortar según las secciones entregadas por el área de
Geología.
4.2 Datos Generales del Proyecto
Nombre del túnel: Ruta de Evacuación Alimak 3
Inclinación: 90°
Factor de Seguridad de diseño: 1.8
Longitud Total: 99.23 m
Sección de avance 3 x 3
65
4.3 Caracterización y Clasificación Geomecánica – Zonificación
Chert Gris - Blanco:
En general y de acuerdo a lo que se pudo revisar en toda la información
preexistente, no se cuenta con información referente a la calidad de la masa rocosa
en términos de descripciones geomecánicas, por lo menos no en los planos
geomecánicos existentes, la información descriptiva con la que se cuenta se pudo
obtener de campo e inferir de las calidades de masas rocosas observadas en los
planos (no descritas), adicionalmente del levantamiento de una estación
geomecánica levantada en campo dentro de la chimenea camino (inspección 3
noviembre), adicionalmente se pudo encontrar la zonificación Geomecánica del
Alimak 1, según los parámetros que se usaban en esa fecha (2014 – 2015) para
realizar las caracterizaciones y clasificaciones geomecánicas.
En general se estima avanzaremos principalmente sobre un chert gris de resistencia
media a baja, que romperá en general a 1 golpe firme de picota, que oscilará entre
los 25 y 50 Mpa, localmente bajara por debajo de los 25 Mpa que sería la condición
más baja de resistencia encontrada en este avance, esta información
principalmente inferida de las calidades asignadas en planos y por otra parte en el
levantamiento de campo se pudieron tomar resistencias con martillo Schmitt que
arrojaron valores de 40 a 42 Mpa, sobre superficies alteradas.
Este chert gris se presentará de intensamente fracturado a muy fracturado con
promedio de 18 a 22 f/ml, plegado, alterado a muy alterado, con rellenos duros que
en general se estiman > y < de 5 mm, asociados principalmente a carbonatos, se
presentan como unidades litológicas estratificadas por lo cual se esperan sistemas
de discontinuidades asociados a estratificación persistentes mayores de 3 m, con
aberturas que variaran entre 1 mm a 5 mm, superficies rugosas a ligeramente
rugosas, asociadas a superficies de fallas como estructuras mayores que se
esperan intercepten en algunos sectores los avances, en general de forma
66
transversal según análisis de discontinuidades, en términos de la presencia de agua
es probable conforme avancemos en dirección a la cabeza del nivel 2000 las
infiltraciones se hagan mayores, pero controlables, en general se estiman
condiciones mojadas a goteos y filtraciones locales.
UCS Roca Intacta: 25 – 50 Mpa
RQD (promedio): 8
Espaciamientos: ≤ 6 cm, eventualmente de 10 a 15 cm.
Persistencias: > 3 m.
Aberturas: 1 a 5 mm
De acuerdo con esta información levantada en campo y recopilada de labores
adyacentes se estima:
RMR (Básico): 38 - 40 en las mejores condiciones encontradas
RMR (Básico): oscilante entre 31 – 35 (con presencia de agua y mayor humedad)
RMR (Corregidos): < a 31 en caso de interceptar o contar con factores
influyentes como agua en filtración y fallas potentes, o descensos en la resistencia
del material por debajo de 25 Mpa.
De acuerdo con lo anterior se estima que en términos generales en condiciones
estándar los RMR estarán entre 31 a 40, nunca por encima y de 25 a 30 para las
más bajas condiciones geomecánicas asociadas a mayor presencia de agua, para
una valoración por GSI del IF-MF/P-MP.
Chert Negro:
Este chert negro se presentará en general intensamente fracturado con promedio
de 20 a 25 f/ml, plegado, alterado, con rellenos duros en general se estima > y < de
67
5 mm, asociados principalmente a carbonatos, se presentan como unidades
litológicas estratificadas por lo cual se esperan sistemas de discontinuidades
asociados a estratificación persistentes mayores de 3 m, con aberturas que variaran
entre 1 mm a 5 mm, superficies ligeramente rugosas a lisas, asociadas a superficies
de fallas como estructuras mayores, en términos de la presencia de agua, se estima
conforme avancemos en dirección a la cabeza del nivel 2000 las infiltraciones se
hagan mayores pero controlables, en general se estiman condiciones mojadas a
goteos y filtraciones locales.
UCS Roca Intacta:
< 25 Mpa RQD
RQD (promedio): 8
Espaciamientos: ≤ 6 cm
Persistencias: > 3 m.
Aberturas: 1 a 5 mm
Es posible se indente localmente al golpe de picota, por lo cual la resistencia se
estima podría estar por debajo de 15 Mpa, se espera de igual forma la presencia
de rellenos arcillosos, blandos, en general en condición de calidad más baja que
en el caso del Kgc. Se deteriora rápidamente en el tiempo por procesos de
intemperismo.
RMR (Básico): oscilante entre 31 – 35 (No por encima).
RMR (Corregidos): < a 31 en caso de interceptar o contar con factores
influyentes como agua y fallas, o descensos en la resistencia del material por
debajo de 15 Mpa y se estima tiene menor calidad que Kgc.
Se revisan otros antecedentes como el alimak 2 y alimak 1, desestimando alguna
68
información propuesta en el alimak 1 que planteo zonas amplias de hasta 5 RMR,
se considera que al avanzar sobre la propuesta numero 4 podríamos obviar zonas
de tan baja calidad, adicionalmente no se ha encontrado zonas con tales RMR
en ninguna de las labores avanzadas en la Mina hasta la fecha, de existir se
considera serían muy locales.
Ilustración 45 Corte sección Alimak 1. (Miner S.A 2019)
69
Ilustración 46 Levantamiento Geomecánico Alimak 2. (Miner S.A 2019)
70
4.3.1 Análisis Estructural de Discontinuidades
Se toma la data estructural más cercana a ambos proyectos para tratar de inferir
un patrón de discontinuidades en este proyecto, encontrando:
Ilustración 47 Datos estructurales zonas cercanas al proyecto. (Miner S-A 2019)
71
Ilustración 48. Diagrama estereográfico diagrama de contornos – planos mayores -(Sets Principales.) (Fuente propia – Miner S.A 2019).
Con la data total disponible principalmente a la cabeza del alimak, sector by pass,
se identifican 5 sets o familias de discontinuidades, de las cuales el SET 1, 2 y 4
corresponden a las principales, mientras los Sets 3 y 5 corresponderían a set
secundarios.
Dado que corresponde a una chimenea vertical con Plunge 0, se estima que los
72
sets principales cortaran de forma transversal y para el caso del set 1 – 4 con
buzamientos opuestos al set 2, lo cual potencializara la formación de cuñas hacia
las paredes y techo de la excavación.
Adicionalmente se analizan estos sistemas de discontinuidades principales para
tratar de identificar que tipos de cuñas controlaran estructuralmente el techo de
los avances en el alimak 3, dado el diseño de esta excavación es cuadrada se
asume una sección longitudinal sobre el vertical, para un avance de 3 metros
lineales, se estima que las cuñas presentadas por software serán las presentes
en los avances frontales que una excavación de este tipo corresponde al frente
de la labor al tiempo al techo de la excavación.
El análisis se realiza en función de identificar aquellas cuñas que no cumplan el
factor de seguridad y que requieran soporte, encontrado:
Ilustración 49. Posibles combinaciones halladas bajo los parámetros indicados. Phi y C según datos obtenidos en análisis por RocData. (Fuente Propia – Miner S.A 2019).
73
Se encuentra que en general la estabilidad estructuralmente controlada presentaría
formación de cuñas con FS muy por encima de lo requerido incluso sino aplicáramos
ningún tipo de soporte, las combinaciones posibles que presentan los FS más bajos
corresponden a los sets 1,2,3 y 2,3 4, con FS a techo siempre indicando estabilidad,
según se aprecia en la ilustración 43 y en las siguientes imágenes:
Ilustración 50. Resultados obtenidos para 1,2 y3. En general todos los FS muy altos o estables.
74
Ilustración 51. Resultados obtenidos para 2,3 y 4. En general todos los FS muy altos o
estables.
Se identifica así luego de este análisis que para los avances en frentes o techos de
la excavación se tendrá una estabilidad estructuralmente controlada dentro del FS
1.8, sin embargo, es importante recalcar que este tipo de excavaciones son
actividades de alto riesgo y que a pesar de los indicado por el software se aplicaran
mallas de sacrificio luego de los desates para los procesos de perforación, a manera
de guarda-cabezas para garantizar la seguridad del personal. También porque
nunca se esperó formación de grandes cuñas en esta excavación, se esperan
macizos más intensamente fracturados que se controlarían bien en los frentes con
este tipo de soporte de sacrificio.
Adicional a toda la información recolectada en los ítems anteriores se calculan
otros parámetros mecánicos usando el software RocData de Rocscience, los
75
parámetros o propiedades mecánicas de la masa rocosa dado que son
necesarias para realizar los análisis que continúan, esto solo realizado para el
chert gris dado que se recomienda avanzar la propuesta 4 que nos daría mejores
garantías de avanzar en mejor condición y más alejados del contacto.
Escenario de Evaluación
Kgc con RMR 31 – 40 se evalúa al valor más bajo del rango por 31 RMR y un valor
medio por RMR 35 -36, en condición GSI 26 y 31, resistencia en el límite inferior del
rango 25 a 50 Mpa, usado 25 Mpa, por valores de campo 40 a 30 Mpa en buena
condición de masa rocosa sin presencia agua y moderadamente alterado.
A una profundidad media desde superficie 330 m usando toda la columna litostáticas
hasta el punto más alto nivel 2280 msnm aprox, profundidad que correspondería al
punto medio de avance en la chimenea.
CHERT GRIS
ESCENARIO UNIDADES
PROFUNDIDAD TUNEL 330 M
FS 1,8 NA
TIPO ROCA CHERT GRIS NA
PESO ESPECIFICO 0,02765 mn/m3
UCS (RI) 25 Mpa
RMR 31 - 40 NA
GSI 26 y 31 NA
76
Ilustración 52. Propiedades Mecánicas de la masa rocosa Kgc. 2 escenarios, trabajado por
Phase y se compara con Roc Data. (Fuente Propia – Miner S.A 2019)
77
Capítulo 5: Metodología de análisis
5.1 Definición de Sostenimiento por Q Barton
De acuerdo a toda la información presentada en los capítulos anteriores y en función
al RMR obtenido para el Chert Gris, se realiza transformación de estos valores al Q
de Barton usando una de las fórmulas matemáticas usadas para tal fin, es de
resaltar que la Mina el Roble trabaja todas sus clasificaciones en función al RMR y
es por este motivo que para definir soportes por medio del Q de Barton se realizan
las transformaciones matemáticas pertinentes.
Para Chert Gris (Kgc):
Q = EXP ((RMR – 44) /9)
RMR 31
Q 0,24
ESR 1
RMR 36
Q 0,41
ESR 1
78
Ilustración 53. Tomado para una salida o ruta de evacuación, refugio defensa civil, instalación de equipos para transporte de personal. (CGI 2019)
Ilustración 54. En cualquiera de las dos opciones o casos, categoría 5. (Graham y Barton)
79
Por Caracterización, Categoría 5:
SH 50 mm a 90 mm reforzado con fibras.
Pernos en sistemático 1.4 * 1.4. a 1.5 * 1.5
Adicionalmente se estima una longitud de perno aproximada de 1.8 a 1.9 m.
Máxima luz o abertura estable (Span) sin sostenimiento de 1.1 m a 1.4 m.
Se corrobora por otra de las fórmulas presentada en este informe el cálculo
aproximado de la longitud de los pernos:
Longitud del perno: 1.4+ (0.18*3) = 1.94 m, como mínimo equivalente al radio de
la sección 1.5 m.
5.2 Determinación de la Zona Plástica
5.2.1 Método Protodiakonov
De acuerdo con todas las observaciones y formulas planteadas en el marco teórico
se estima:
Ilustración 55. Calculo zona plástica.
Donde f para el caso de rocas = ẟc/ 10
ẟc = Resistencia a la compresión simple de la roca intacta en Mpa.
Factor de resistencia: 25/10 = 2.5 (f)
a1= 3/2+2[cot (45+17.54/2)] =
80
(para avances de 2 m por vol.)
a1 = 3/2+2(1/(Tan53.77)) = 2.55
b= 2.55/2.5 = 1.02 m
Zona plástica para cada voladura de 2 m = 1.02 m. (Método de Protodiakonov)
Adicionalmente se realizó el cálculo del espaciamiento practico empleando las
tablas suministradas por CGI.
Espaciamiento practico: 1.9 m usando un FS de 1.8 y una capacidad de perno de
18 ton.
Ilustración 56. Espaciado práctico, con zona plástica, posible longitud de perno, FS, y
tonelaje. (CGI 2019)
81
Calculo Total de Sostenimiento.
Área: 1200 m2: No incluye áreas de sacrificio para avances y protección durante
procesos de perforación.
Total, de pernos: 528 – 600 para soporte definitivo, en general con lo observado
por formulas y ábacos se estiman pernos de 1.8 m de longitud en un arreglo de
1.5*1.5, inyectados con lechada o por método convencional de cartuchos de resina
y cartuchos de cementos, según disponibilidad del proveedor y menor costo y
agilidad en los procesos, garantizando la calidad de instalación.
Shotcrete: 140 m³ (10 cm) en avanzada para los 99 m lineales, se estiman en
promedio 1.32 m³ por 12 m² de área en un avance de 1 m lineal y un espesor de 10
cm o 100 mm. Se requieren reforzados con fibras, en dado caso no se puedan
proporcionar con lanzados de fibras, debe contemplarse la incorporación de mallas
en el proceso, de igual forma si no es posible avanzar con el lanzado por cada
avance de P/V debe contemplarse la incorporación de mallas en la avanzada.
La malla más comercial en el País es Malla Electrosoldada de calibre 8´ de 4” * 4” y
la usada en todos nuestros procesos de avances convencionales, puede evaluarse
la implementación de una malla de menor calibre que permita mayor operatividad y
maniobrabilidad para este tipo de proyecto y que de igual forma cumpla con el
requerimiento mínimo, adicional de bajar costos por adquirir una malla de menor
calibre.
Ilustración 57 Dentro de este calibre para esta resistencia (Malla). (Miner S.A –
Proveedor interno).
82
5.2.2 Métodos Numéricos Computarizados
5.2.2.1 PHASE 2 Modelamiento por FEA.
Factor de Seguridad – Interacción Sostenimiento Propuesto
Chimenea vertical con altura de 99 m.
Excavación de forma ascendente
En la parte superior, cabeza, existe una labor abierta para conexión.
Por cada avance de 2 m se realizará o aplicará soporte final. (para efectos
del análisis. Podría variar en la etapa de ejecución según comportamiento
final de la masa rocosa).
Sección final a trabajar 3 m x 3 m Propuesta actual, se contempla podría
ser menor sección.
Adicional a toda la información ya recolectada, se cuenta con ensayos de
esfuerzos in situ, se usará esta información para efectos de los cálculos en el
modelamiento numérico.
Ilustración 58. Esfuerzos in situ. Magnitud y Orientación. (Fuente propia – Miner .SA
2016)
Se emplean los valores más acordes a la realidad de la operación realidad, S1:
11.08, S2: 9.44, S3: 8.26, constantes. (Tomado del informe de Ensayos
Esfuerzos In Situ – DCR- Ingerock.).
ALIMAK 3
Factor seguridad por diseño 1,8
83
Ilustración 59. Propiedades usadas para el análisis. (Fuente propia – Miner .SA 2019)
84
Ilustración 60. Datos calculados por Phase 2 – calculadores GSI (no se cuenta con RocData).
Para análisis de sostenimiento en plástico – Generalizado de Hoek & Brown. (Miner S.A
2019)
De acuerdo con los resultados obtenidos en la evaluación realizada con el
software Phase2 en términos del factor de seguridad y la interacción con el
sostenimiento propuesto para todo el vertical a realizar sin la instalación de
mallas, se tiene:
Para_ SH 0.9 mm + PH6´@ 1.5 x 1.5 (Reforzado fibras)
El Factor de seguridad de la excavación con la aplicación de este soporte
se mantendría aumenta sustancialmente al contorno de la excavación,
alcanzando hasta 1.5 y local mucho mayor, por lo cual se estima el
soporte recomendado a partir del análisis por Barton podría ser óptimo
para estar dentro de un buen rango de seguridad, sin embargo si
quisiéramos alcanzar los 1.8 de diseño se estima tendríamos que
aumentar soporte, podría ser por aumento en el espesor del concreto
lanzado o la aplicación de mallas electrosoldadas, esto garantizaría el
factor solicitado.
85
Al aplicar soporte más pesado, como se propone anteriormente (Shotfer)
sobre las excavaciones de ingreso o ventanas del pie del alimak también
se estima podrá ayudar a subir el factor de seguridad a la base del alimak
y su pilar, hasta el recomendado o por lo menos por encima de 1.5 FS.
Cálculos a un panorama intermedio GSI 31 para RMR36.
Ver imágenes siguientes, muestran lo indicado.
Ilustración 61. FS menor de 0.9 para todo el contorno de la excavación sin aplicar soporte.
(Miner S.A – Fuente propia).
86
Luego de la evaluación sin soporte para ver comportamiento del FS, se aplica
soporte recomendado por el análisis realizado a partir de las tablas de Barton
obteniendo:
87
Ilustración 62. Soporte Aplicado simulando el recomendado por método de Barton. (Miner S.A – Fuente propia).
Ilustración 63. Simulando soporte obtenido por Barton. (Miner .SA – Fuente propia).
88
Ilustración 64 Análisis posterior a aplicación de soporte, variación del FS en función de la
aplicación del sostenimiento. (Miner S.A – Fuente propia).
Se realiza el análisis para la sección transversal del alimak 3 con los mismos
parámetros presentados anteriormente encontrando que se presenta una zona de
influencia de muy bajo FS, 0.5 en una longitud aproximada de 1,2 m, seguida por
otra zona con FA de 1.0, esto lógicamente sin haber aplicado el soporte definido en
los capítulos anteriores.
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Ilustración 65. Sección transversal FS <igual de 1.0, hasta de 0,5 próximos a la excavación. (Fuente propia – Miner S.A).
Luego de esto se probó el mismo soporte del capítulo anterior y uno un poco más
pesado donde se variaron algunos para metros de resistencia de concreto lanzado,
espesor del mismo y algunos parámetros de los pernos cementados como el
diámetro pasando de 19 a 22 mm y espaciados 1.0 x 1.0, no se encontraron
variaciones fuertes, significativas en los aumentos del FS aplicando un soporte más
pesado, prácticamente se mantuvieron los FS al contorno de la excavación para
estos dos tipos de soporte aplicado:
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Ilustración 66. FS luego de aplicación de soporte en sección transversal. SH 9cm DE 28 Mpa + Pernos cementados de 19 mm @ 1.5 x 1.5. (Miner S.A 2019).
Se varían ligeramente algunas propiedades del soporte:
Ilustración 67Cambio de parámetros de diámetro de pernos y espaciamiento a 1 x 1. (Fuente propia Miner S.A 2019)
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Ilustración 68. Variación en la resistencia compresiva del concreto lanzado y espesor a 10 cm. (Fuente propia – Miner S.A).
Ilustración 69. FS luego de aplicación de soporte en sección transversal. SH 10cm de 30 Mpa + Pernos cementados de 22 mm @ 1.0 1.0. (Miner S.A 2019).
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Como se aprecia en los resultados anteriores y a pesar que se intensifico el soporte
en algunas características, respecto al aplicado en la sección longitudinal y el primer
ensayo en la transversal, no se presentó un aumento significativo en el FS, en
general encontrando que la aplicación de un soporte tipo Shotcrete de 9 cm y pernos
cementados de 19 @ 1.5 x1.5 de 1.8 m de longitud nos ayudaran a subir
sustancialmente el FS de 0.5 hasta 1.2 en las inmediaciones de la excavación y por
encima de este a la periferia.
Se estima aumentar la densidad de pernos solo aumentara los costos del
sostenimiento sin un beneficio mayor, lo mismo aplicaría para el aumento en el
diámetros de los mismos y el aumento de la resistencia del concreto lanzado,
aumento costos de los elementos y más cemento costoso para obtener resistencias
de 30 Mpa, así pues se estima que el soporte adicional a combinar para subir hasta
1.8 FS, debería ser un tipo mallas para las mismas características de shotcrete y
pernos propuestos derivados del análisis por Barton.
5.2.2.2 Interacción Roca Soporte – RocSupport.
Con el objetivo de comparar por todos los medios si esta propuesta de soporte
es viable para las condiciones geomecánicas de la excavación, se realiza el
análisis con el software RocSupport para ver el comportamiento del FS en
presencia de este soporte usando las mismas características y propiedades
geomecánicas y elásticas implementadas en el análisis con el Phase2.
Se modifico la carga vertical y resistencia del concreto lanzado para ver las
variables y si estas son significativas.
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Ilustración 70. Parámetros del túnel y propiedades de la masa rocosa. RMR 36. Esfuerzo Gravitacional. (Miner SA – Fuente propia).
Ilustración 71. Características del soporte con pernos, proyectados a 2 m del tope. (Miner S.A – Fuente propia).
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Ilustración 72. Características de shotcrete. Se estima la propuesta de UCS es alta. (Miner S.A – Fuente propia).
Ilustración 73. % de convergencia final respecto al 100% con soporte a 2 m del tope y valor FS 25.05 final. (Miner S.A – Fuente propia).
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Ilustración 74. Resultados finales interacción soporte roca, resultado final de la convergencia con soporte y FS. (Miner S.A – Fuente propia).
Se aprecia con este análisis que incluso a pesar que propone una zona plastificada
más amplia que la calculada por el método Protodiakonov, los factores de seguridad
en presencia de un soporte tipo pernos de 19 mm espaciados a 1.5*1.5 y la
aplicación de shotcrete de 100 mm (UCS 35 ) se eleva hasta 25 en el análisis global,
ratificando que con una variable como estas podríamos mejorar mucho el FS por el
análisis de PHASE 2 y garantizar el de diseño.
Este resultado podría ratificar la posibilidad de avanzar este proyecto bajo estas
condiciones geomecánicas sin mayor inconveniente aplicando este soporte desde
luego con todos los parámetros de calidad posibles en términos de los elementos
de sostenimiento y la instalación de campo.
En general se estima y luego de las comparaciones realizadas que el soporte
propuestos y seleccionado por Barton podría garantizar la estabilidad y FS en el
tiempo que se requieren para la excavación
96
Capítulo 6: Resultados
A continuación, se presentan los resultados que se estiman luego de todos los
análisis anteriores y ver el comportamiento del FS con el soporte aplicado lo que se
estima sería el soporte mínimo ideal para garantizar un FS por encima e igual de
1,2 y hasta 1, 8,.
Ilustración 75. Propuesta final Soporte. (Miner S.A – Fuente propia).
Se estima sería el soporte óptimo de la chimenea de evacuación, según el análisis
y la interacción de todos los capítulos anteriores y estimativo de cantidades de
soporte a aplicar.
Se aumentan algunos factores como el diámetro de los pernos y la presencia de
mallas para garantizar tendremos FS por encima de 1.5 y nunca por debajo.
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Capítulo 7 Conclusiones y Recomendaciones
Como primera conclusión de esta evaluación se considera conservaremos
condiciones similares en términos litológicos y geomecánicos para la base
de la propuesta, avanzando inicialmente en chert gris, con probables
paquetes de areniscas y diques andesíticos y llegando a la cabeza con la
misma unidad.
Tanto el alimak 1 como la chimenea camino fueron realizadas atravesando
unidades litológicas de las mismas características en el nivel base, por lo cual
se estima totalmente viable en términos litológicos y geomecánicos la
ejecución de este proyecto.
Se recomienda avanzar la propuesta 4 pensando en que la propuesta tres
estaría más cercanos a la zona de contacto con chert negro en más bajas
condiciones de calidad. Se estima conveniente alejarnos lo más que se
pueda de esta zona de influencia de contacto. Adicionalmente la ventana de
acceso a la cabeza por el nivel 2000 también avanzaría sobre zona de
contacto si se optara por la propuesta 3.
De acuerdo con el análisis de soporte o sostenimiento a aplicar usando las
caracterizaciones geomecánicas (Barton), se estima que con anclajes de 1.8
m de longitud y diámetro de 22 mm sería suficiente para anclar la zona
plástica inmediata a la excavación, superando la zona más crítica, a arreglo
promedio de 1.5 * 1.5 y combinados con shotcrete de 100 mm que alcance
una resistencia mínima de 28 Mpa a los 28 días. (Posibles combinaciones
con mallas para subir el FS mayor a 1.5) la recomendación por parte de la
asesoría está en trabajar para tener factores de seguridad de 1.8.
Para las otras condiciones o labores anexas a este proyecto, es importante
resaltar se evaluaran en su momento de forma independiente dado que serán
realizadas por la operación, sin embargo es de resaltar que las ventanas de
acceso para equipos y posicionamiento del alimak y para descargue serán
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soportadas con sostenimiento pesado tipo Shotfer, dado que son labores que
soportan el contorno del pilar de la base del alimak y esto nos permitirá
aumentar el factor de seguridad a lo requerido en este punto crítico y pilar,
incluyendo no solo las nuevas ventanas sino también el sector de la rampa
que interactuara con estos avances, de igual forma se procederá a la cabeza
del alimak.
El Factor de seguridad de la excavación con la aplicación de este soporte se
mantendría aumenta sustancialmente al contorno de la excavación,
alcanzando hasta 1.5 y local mucho mayor, por lo cual se estima el soporte
recomendado a partir del análisis por Barton podría ser óptimo para estar
dentro de un buen rango de seguridad, sin embargo si quisiéramos alcanzar
los 1.8 de diseño se estima tendríamos que aumentar soporte, podría ser por
aumento en el espesor del concreto lanzado o la aplicación de mallas
electrosoldadas, esto garantizaría el factor solicitado.
Análisis e interpretaciones fueron realizadas esperando un panorama
intermedio GSI 31 para RMR 36.
Si fuera necesario acumular avances para operativamente optimizar los
lanzados, si será totalmente necesaria la instalación de la malla en avanzada
para protección del personal que ingrese a la excavación.
Con el análisis realizado con el RocSupport se ratifica que sería totalmente
viable avanzar este proyecto con estas propiedades de masa rocosa
implementando el soporte recomendado a FS incluso por encima de 1.8,
según resultados por este software.
Se estima que el FS arrojado por el software RocSupport es demasiado alto
y se considera que influye notoriamente que la resistencia del shotcrete
propone una opción muy alta.
El factor de seguridad global arrojado por el software RocSupport fue 4.41.
Se ratifica con el análisis de Phase 2 en sección transversal que el soporte
propuesto, derivado del análisis de las tablas de Barton ayudaran a subir
significativamente los FS , sin embrago aún se estima necesario combinar
99
con mallas electrosoldadas para conseguir un FS más cercano al de diseño
1.8.
Bibliografía
UPC. (NA). El sostenimiento en túneles basado en la clasificación Geomecánica.
En Interacción Túnel Sostenimiento (29). España: NA.
Nick Barton y Eystein Grimstad. (NA). El Sistema Q para Selección de
Sostenimiento. En NA(31). Noruega: NA.
M. Ferrer y L. González de vallejo. (1999). Manual de campo para la descripción
y caracterización de macizos rocosos en afloramientos. Madrid: IGME.
L. González de Vallejo, M. Ferrer, L. Ortuño y C. Oteo. (2002). Ingeniería
geológica. Madrid: Prentice Hall.
NGI. (2015). HandBook. Oslo: NA.
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Anexos
Se adjuntan con el informe.
