Contenido
Nicole Pavez Vivado
Eduardo Rojas Valenzuela
Cristian Gaete Ángel
Federico Godoy Araya
Jorge Cortés Campaña
El presente informe resume las cinco etapas en el
diseño y construcción de excavaciones subterráneas
aplicadas al desarrollo de un proyecto de construcción
de cinco cámaras subterráneas destinadas al
almacenamiento de crudo en el puerto de Stura,
Noruega.
Cámaras de Almacenamiento Subterránea
de Crudo en Stura, Noruega.
Universidad de La Serena
Facultad de Ingeniería
Depto. Ingeniería de Minas
Introducción... 5
Objetivos... 6
Desarrollo... 7
1. Recopilación de Datos Preliminares...7
1.1. Ubicación Geográfica del Proyecto...8
1.2. Criterio de Selección de las Cavernas...10
1.3. Diseño y Forma de las Cavernas...10
1.4. Características Geológicas de Noruega...11
1.5. Strandflats... 13
1.6. Petrografía Noruega...13
1.7. Investigaciones Geotécnicas Principales...15
2. Estudio de Factibilidad...18
2.1. Características del Proyecto: Diseño Preliminar...18
2.2. Análisis de las Dimensiones de las Cavernas...20
2.3. Túneles... 21
2.4. Cavernas... 23
2.5. Piques... 26
2.6. Soporte de Roca...27
3. Caracterización Detallada del Sitio...28
3.1. Estudios Geológicos...28
3.2. Estimación de los esfuerzos...32
3.3. Ensayos de Laboratorio...34
3.4. Caracterización Geotécnica del Sitio...38
4. Análisis de Estabilidad...40
4.1. Inestabilidad controlada por las discontinuidades...40
4.2. Estabilidad controlada por los esfuerzos inducidos...42
5. Diseño Final y Construcción...53
5.1. Rampa de Acceso...53
5.2. Secuencia de Avance de las Cavernas de Almacenamiento...53
5.3. Caso de las Cavernas...54
5.4. Desarrollo Fase 0 (sección Corona de la Caverna)...55
5.5. Diagrama de Disparo...60
5.6. Selección de equipos...61
Conclusión y Recomendaciones...68 Bibliografía... 70
Introducción
Noruega es un país del norte de Europa, situado en la península escandinava que comparte con Suecia y Finlandia. Es un país con paisajes rugosos y montañosos, y que tiene la característica de poseer un gran número de glaciares. Posee más de 20000 Km de costa, que se ve conformada por una multitud extraordinaria de fiordos e islas, en conjunto a cuencas y estructuras rocosas reconocidas como “strandflat”. En relación a su clima es establecido como templado, aunque se encuentra prácticamente inmerso en el polo norte, no es considerado un país con condiciones climáticas extremas.
Las condiciones geológicas de Noruega han llevado a la idea de generar grandes extensiones de túneles para el transporte no sólo de la población, sino para el movimiento de elementos como agua, hidrocarburos y energía. Una característica relevante es que este proceso de desarrollo subterráneo se ha desenvuelto en conjunto con el avance tecnológico, lo que ha permitido su constante mejoramiento técnico y conceptual, además de los avances en ahorro de costos y seguridad.
En función a los proyectos subterráneos en Noruega, se considera que es un país sin límites para esta idea, ya que en los últimos 40 a 50 años, el concepto de construcción de túneles, cavernas de almacenamiento, utilización de suelo costero, entre otros propósitos ha sido todo un éxito. Todo esto analizando los influencias sobre el medio ambiente y los requerimientos gubernamentales de diseño.
En base al diseño, en Noruega la eminente idea de construir cavernas subterráneas de almacenamiento de hidrocarburos es todo un concepto desde hace años, donde las cavernas están conectadas a terminales de gas y petróleo y a las plantas o plataformas de procesamiento. La industria de túneles y cavernas subterráneas establece robustas y efectivas técnicas las cuales son aplicadas en este concepto de almacenamiento subterráneo.
Se debe describir que la geología noruega entrega variantes petrográficas como rocas ígneas y metamórficas como granitos, dioritas, basaltos, gneiss, esquistos y cuarcitas, de caracterización general como rocas duras, pero de diferente edad geológica, cuya edad predominante es la era precámbrica y paleozoica, lo que explica que la mayoría de ellas ha experimentado diversos periodos de glaciación, erosión y fallamiento, lo que ha generado que sean rocas con numerosas fallas, zonas de cizalla y esfuerzos in situ importantes.
Es por ello que cualquier zona noruega a desarrollar un proyecto subterráneo posee desafíos importantes de análisis constante y procurar que las condiciones del terreno se mantengan en su mejor forma.
Tomando en cuenta, las características iniciales y conceptuales del terreno, en este informe se presentarán el análisis, caracterización y construcción de un proyecto subterráneo que contempla el almacenamiento de hidrocarburos, como petróleo, y alternamente agua, para un posterior transporte. Todo esto ubicado en una zona geográfica costera en la parte suroeste de Noruega.
Objetivos
Objetivo General
Realizar un proyecto subterráneo asociado a la construcción de cavernas de almacenamiento de hidrocarburos bajo un terminal en Noruega, para ello se debe considerar los parámetros más relevantes que de una u otra forma influyen en el proceso de construcción y posterior funcionamiento de dichas estructuras. Una vez efectuado éste proceso se debe dar a conocer las conclusiones pertinentes al proyecto y considerar las posibles soluciones en aquellos casos que puedan surgir problemas, además de establecer los posibles beneficios que otorgaría la construcción de dichas cavernas para aplicarlos en los diversos aspectos mineros.
Objetivos Específicos
- Indicar las condiciones geográficas y geológicas actuales de Noruega.
- Analizar el proyecto a través de diversos aspectos que influyen en la construcción de cavernas subterráneas, como los estudios preliminares, estudios de factibilidad y otros, que son necesarios para una buena definición del proyecto.
- Elaborar un bosquejo de construcción para una labor subterránea segura para el almacenamiento de hidrocarburos.
- Utilizar diferentes softwares con el propósito de realizar un análisis de los parámetros más importantes y relevantes en la excavación (softwares tales como Phase, Unwedge, Dips, JK Simblast.)
- Reconocer las zonas de mayor inestabilidad, con la idea de generar un concepto efectivo de reforzamiento de la estructura y lograr su estabilidad.
- Estudiar una forma de perforación y tronadura eficaz que ayude a generar una buena construcción, y un buen sostenimiento durante su utilización.
- Monitorear el proyecto en cada una de sus etapas, más aún luego de finalizado el proyecto.
- Establecer conclusiones respecto al proyecto efectuado, análisis de los posibles problemas durante el transcurso de la excavación y cuáles serían las soluciones para enfrentarlos.
Desarrollo
1. Recopilación de Datos Preliminares
Para cualquier tipo de proyecto subterráneo, las investigaciones preliminares de calidad adaptadas a las condiciones geológicas y las características del proyecto son cruciales. Si las investigaciones son insuficientes o inadecuadas, inesperadas o en el peor de los casos incontrolables, provocará que las condiciones subterráneas sean enfrentadas de manera diferente y con un costo innecesario, que se observará en resultado final del proyecto.
Las investigaciones preliminares son muy importantes para evaluar la factibilidad del proyecto y para planificar y diseñar. Entre muchas razones positivas para focalizar las investigaciones preliminares, se enfatiza que en los siguientes factores:
- Las investigaciones preliminares dan la entrada para analizar la estabilidad y estimar los requerimientos de soporte de la roca.
- Proporcionan una entrada para evaluar métodos de túneles alternativos y seleccionar las herramientas o equipos para la excavación y el soporte de la roca. - Proporcionan una base para predecir el rendimiento y las capacidades.
- Proporcionan una base para estimar costos y tiempo.
- Son importantes para evaluar potenciales impactos ambientales. - Entregan una base para preparar propuestas.
Si las investigaciones preliminares son insuficientes o muy baja calidad, los reportes y propuestas no reflejaran una imagen correcta de las actuales condiciones geológicas. Un gran énfasis en la investigación es muy importante para todos los aspectos del proyecto. El macizo rocoso como material es de muchas formas complejo y bastante diferente desde la visión de otros materiales de construcción tales como acero y concreto. El macizo rocoso no es homogéneo y en muchos casos anisotrópico, contiene estructuras complejas tales como foliación y fallas, y otros factores como esfuerzos de la roca y agua subterránea que son también influencias fuertes en las condiciones del macizo rocoso. Además, el proyecto planificado está localizado subterráneamente, mientras que las investigaciones preliminares principalmente tienen que ser realizadas en superficie. Esto significa que la interpretación es un requerimiento para estimar las condiciones en el nivel del proyecto subterráneo a desarrollar. La estimación de las condiciones del macizo
rocoso se basan en las pre-investigaciones que son a menudo una difícil tarea, y la experiencia es muy importante para un buen resultado.
Los factores de ingeniería geológica que deben ser investigados para un proyecto subterráneo planificado son principalmente:
- Suelo, particularmente para áreas y secciones de potencialmente insuficiente cubierta de roca.
- Roca base, con particular énfasis el tipo de roca de los contornos y el carácter mecánico.
- Fractura de los tipos de rocas. - Zonas de falla o debilidad.
- Condiciones de agua subterránea. - Condiciones de esfuerzos.
- Propiedades mecánicas de las rocas y materiales potenciales a excavar.
1.1. Ubicación Geográfica del Proyecto
El proyecto subterráneo a realizar se va a localizar en la línea costera suroeste de Noruega, en una plataforma rocosa reconocida geológicamente como “Strandflat”, que esta anexo a una isla en el área regional noruega de la municipalidad de Øygarden, en County Hordaland.
Este proyecto constituye parte del terminal noruego de Sture, que es un puerto de embarque de petróleo. El proyecto subterráneo indica la construcción de cinco cavernas sin reforzamiento para el almacenamiento de petróleo, gas o derivado, que es conducido a través de una red de tuberías subterráneas y marinas, pertenecientes al Sistema de Transporte Oseberg (OTS) y Tuberías de Petróleo Grane (GOP), que desde las plataformas de extracción ubicadas en el mar del norte y centros de refinamiento, transportan estos hidrocarburos.
Estas cavernas se ubicarían en un nivel subterráneo bajo el nivel del mar, y cuyas coordenadas centrales de la locación son:
- Latitud: N 60°37'9.93" - Longitud: E 4°51'7.34"
Figura 1. Ubicación del Terminal Sture en Noruega
Estas coordenadas son el punto central del área en estudio para el proyecto, que tiene un perímetro de 4,065 km y que constituye un área total aproximada de 812057 m², esta área cubre las zonas superficiales del proyecto en estudio.
En base a estudios geológicos de características generales por estudios y análisis previos de la geología local noruega, se describe que la zona está dominada por rocas metamórficas precámbricas del tipo gneiss, que cubren toda la zona, y se establece que tienen una condición de las fisuras en la roca es de moderado a medio. Existen zonas de erosión marinas y glaciar y se reconoce que la roca es dura como para la realización de la labor, para ello se tendrá que realizar un estudio de factibilidad, que posteriormente se describirá la clasificación del macizo rocoso.
1.2. Criterio de Selección de las Cavernas
Las razones para determinar la locación, tanto del terminal como de las cavernas de almacenamiento, se basaron en una evaluación cuidadosa de varias alternativas y considerando la optimización de los siguientes factores tenía que hacerse antes de la selección ubicación:
- La distancia cercana al campo petrolero de Oserberg, para minimizar la longitud del gasoducto.
- Condiciones para aproximar las tuberías a la costa, a través de un túnel submarino. - Posibilidades para la construcción de muelle para petroleros de hasta 300.000
toneladas de peso muerto.
- La geología del lugar, de las condiciones adecuadas para las cavernas de almacenamiento.
- Campos extensos de tierras aptas para la ubicación del terminal.
- Posibilidades de expansión de la terminal, más cavernas, muelles adicionales, etc. El objetivo principal de la terminal es actuar como una instalación de almacenamiento tampón de petróleo crudo estabilizado desde la plataforma de Oseberg. No hay instalaciones de proceso establecidos en la terminal.
1.3. Diseño y Forma de las Cavernas
Como planificación general, se estima que las cavernas deben cubrir un volumen total de un millón de metros cúbicos, lo que se describe en cuatro cavernas que contendrán 60.000 metros cúbicos cada una, de un compuesto de hidrocarburo reconocido como LPG (Liquefied Petroleum Gases), y la quinta caverna contendrá un volumen de 200.000 metros cúbicos de agua de lastre para los buques de transporte.
La forma geometría se establece que las medidas de cada caverna son: 314 metros de largo, 33 metros de ancho y 19 metros de ancho.
Figura 3. Dimensiones diseñadas para las cavernas
Se determina que el proceso de construcción de las cavernas, posee una etapa inicial estimada que es la construcción de un túnel de acceso de doble vía, para que flujo de equipos y personal.
1.4. Características Geológicas de Noruega
Noruega es un país nórdico que posee una configuración geológica actual que difícilmente haya existido millones de años atrás; ya que la base geológica visible de Noruega fue formada durante la era más prolongada y primitiva, conocida como Precámbrico. La era subsiguiente, el Paleozoico fue más activa, y durante algunos periodos fue envuelta por vida animal y vegetativa, que invadieron las extensiones de tierra compuestas por roca desnuda y gravas. En Noruega, un cinturón montañoso masivo fue formado, y lo más probable que alcanzó alturas de al menos tan altas como Los Himalayas, pero esto fue eventualmente desgastado por la erosión y los esfuerzos geológicos internos. En las eras Pérmico y Carbonífero, a finales del Paleozoico, Noruega estaba localizada cerca del Ecuador, y los paisajes estaban caracterizados por selvas tropicales y climas desérticos. Hoy, un cuarto de la población noruega habita un paisaje formado por volcanismo pérmico y fracturas de la corteza terrestre.
Las rocas más jóvenes recuerdan la historia del Mesozoico, son encontradas casi exclusivamente en la plataforma continental. Las rocas del Triásico, Jurásico y Cretácico se encontraban en el centro de Noruega, pero han sido completamente removidas por erosión, y son encontradas solamente en determinadas localidades. En el Mesozoico, también, se produjo la formación del petróleo y el gas, que representa el más importante recurso natural de Noruega. Las rocas más jóvenes de todas, pertenecen al Terciario y Cuaternario.
Las formas terrestres de Noruega actuales fueron formadas por los glaciares durante el Cuaternario. Los glaciares excavaron valles y fiordos, dando pisos y paredes
redondeados, y secciones en forma de U o cruz. A diferencia de los ríos, los glaciares pueden erosionar bajo el nivel del mar debido a su peso, como es el caso en la profundidad de las depresiones de fiordos y los canales noruegos en el mar del norte. Los glaciales en las montañas labraron las formas de las diferentes cumbres. Estos también dejaron pequeñas formas de erosión en las rocas suavemente pulidas con estrías de hielo, choques por fricción y otras marcas abrasivas. Marcas realizados por icebergs que pueden ser observadas en la plataforma continental igualmente.
De forma paralela, las olas en el mar causan erosión costera donde atacan la tierra y con fuerza, particularmente durante tormentas y huracanes. El océano atlántico ha bañado las costas noruegas por millones de años, creando pronunciados acantilados. Los “strandflat” a los largo de la costa oeste noruega forma un borde de tierra bajo tanto en tierra firme como en la costa, islas y pequeñas islas rocosas formadas por la erosión costera durante millones de años.
1.5. Strandflats
Son grandes áreas planas y tumbadas que están presentes a lo largo de la costa noruega y que también están alrededor de los bordes de numerosas islas. Estas áreas están extendidas por 50 a 100 m bajo o sobre el presente nivel del mar.
El origen y desarrollo de estas áreas ha atraído la atención de muchos geólogos y naturalistas durante años. El explorador polar, Fridtjof Nansen, presentó teorías sobre el origen de las strandflat, muchas de sus ideas son aún relevantes. Los factores más importantes contribuidos a la formación de las strandflat son:
- Un relativamente estable nivel del mar por un largo periodo, por ejemplo una no significante elevación de la tierra.
- Un clima frio con fuerte congelamiento a toda la línea costera. - Glaciares en montañas cercanas a la costa y sobre las islas. - Abrasión marina provocada por las olas.
1.6. Petrografía Noruega
La petrografía noruega destaca por encontrar en su escudo continental rocas metamórficas tales como filita, esquisto micáceo, de clorita y anfíbola, mármol, cuarcita y gneiss, formadas por metamorfismo regional, son entre los tipos de rocas más comunes en la tierra firme de noruega. La Filita es una roca de limolita o esquisto ligeramente metamorfoseado, el esquisto micáceo es una roca metamorfoseada bajo profundidades aún mayores y temperaturas más altas que la filita. El esquisto micáceo a menudo tiene cristales de granate y estaurolita. Los esquistos verdes de anfíbola y clorita son rocas basálticas metamorfoseadas y sus colores derivan de los minerales verdes como clorita, anfíbola o epidota. El mármol es una roca metamorfoseada de limonita y la cuarcita es una roca metamorfoseada muy dura derivada de las areniscas cuarcíferas.
El gneiss es la tipo roca más común en las tierras noruegas. Formada a muchos kilómetros bajo la corteza, y numerosas variedades con formas de diversa clasificación. Se forma desde rocas ígneas y sedimentarias, y su composición usualmente tiende a parecerse a la de un granito. El gneiss es caracterizado por tener cristales largos de feldespato, y es a menudo encontrado acompañado con anfibolita, una roca oscura que podría ser metamorfoseada desde basaltos o doleritas.
Todas estas rocas metamórficas son típicas y pueden encontrarse en la base de rocas noruegas precámbricas y la cadena montañosa noruega Caledonia.
Figura 5. Roca Metamórfica: Gneiss
1.7. Investigaciones Geotécnicas Principales
Estudios Preliminares con Sondajes
En conjunto a las evaluaciones preliminares, se realizó la extracción de muestras de sondaje en el área en estudio, para analizar las discontinuidades, las unidades geológicas posibles y los niveles de agua presente, indicando así la presencia de agua subterránea, entre otros puntos objetivos, es así como se eligieron cinco puntos para la toma de muestras, para ello se estimó una relación de distancias lo más equidistante posible y que cubra las zonas de locación de las cavernas, para ello se consideró lo siguiente:
Figura 7. Vista Satelital de los sondajes en el área
Sondajes Coordenadas Collar Azimut Inclinació n
Largo
Este Norte Cota (metros)
STN-1001 273042 6727411 29 90° -70° 50
STN-1002 273142 6727639 26 270° -70° 50
STN-1003 272106 6727177 20 90° -70° 50
STN-1004 273054 6728032 28 270° -70° 50
STN-1005 273197 6727421 27 270° -70° 50
Los sondajes entregan la información que existe un nivel freático inminente, coincidente al nivel del mar. No existe un régimen de fallas en el área en estudio, además la zona se caracteriza por poseer familias de discontinuidades, en los estudios se establecen tres set de discontinuidades de los cuales, se analiza más adelante.
Además este método puede ser un factor importante y valido para analizar resultados de mapeo en terreno, y es a menudo combinado con investigaciones geofísicas.
Para poder determinar la permeabilidad de la roca, es necesario realizar distintos ensayos para poder estimar una aproximación de las infiltraciones que ocurren en el interior de la caverna.
En este caso utilizaremos los ensayos de Lugeon, este es un ensayo que se hace en el campo para estimar la permeabilidad del suelo. Se aplica principalmente en rocas fracturadas. Consiste en medir el volumen de agua "V" que se consigue inyectar en el suelo durante un tiempo determinado "t", en otras palabras se mide el caudal Q=V/T, en un tramo de una longitud determinada "L", a una presión constante Ht.
Luego de establecidos los parámetros a medir obtenemos el valor de “k” que corresponde al coeficiente de permeabilidad.
Para estimar si la roca es permeable o no realizamos 5 ensayos en los que la variable correspondía a las distintas presiones en las que es inyectada el agua, la máxima presión es de 0.7 mpa. O 71.38 mca, esta va a ser la máxima presión antes de que la roca ceda y falle debido al esfuerzo al que se encuentra sometida. Los ensayos consisten en reducir la presión a la mitad y luego volver a aumentarla a su máximo para luego volver a reducirla.
Los demás valores son constantes y en este caso son un caudal de 1.25 m3/min, una profundidad de 45 mts., una longitud analizada de 5 mts y el diámetro de perforación de 54mm. N° de ensayo Ensayo 1 Ensayo 2 Ensayo 3 Ensayo 4 Ensayo 5 Presión 35,69 53,535 71,38 53,535 35,69 k -1,3E-05 -8,5E-06 -6,4E-06 -8,5E-06 -1,3E-05
De acuerdo a los resultados obtenidos den los ensayos podemos determinar que las infiltraciones que ocurren dentro de la labor son baja a media.
El coeficiente k se puede decir que es una medida de velocidad, pero no corresponde a la velocidad del flujo.
Mapeo del Terreno
El mapeo del terreno es una parte muy importante en el proceso de investigación para la futura construcción del proyecto, está basado en el uso de herramientas simples como un compás geológico, martillo geológico, GPS y un libro de notas. La planificación del mapeo de terreno está basado en los resultados de los documentos en estudio, y en el mapeo particular, con los siguientes factores:
- Distribución y características mecánicas de los tipos de roca respectiva. - Suelo y clima, si es relevante
- Orientación de las diaclasas, espaciamiento, continuidad y carácter.
- Zonas de debilidad, con atención especial a zonas que han sido identificado en fotos aéreas.
Fotografías Aéreas
En las regiones las cuales han sido afectadas por glaciación, como la Península de Escandinavia, donde esta inverso Noruega, fotografías aéreas son particularmente útiles para identificar fallas y zonas de debilidad. Porque el suelo es en muchos casos son muy delgados o no existen y tales zonas han sido erosionadas por glaciares e inundaciones, ellas son a menudo fácilmente detectado en una fotografía aérea.
2. Estudio de Factibilidad
La etapa inicial de las investigaciones preliminares esta normalmente basada en el estudio de los conceptos del proyecto diseñado. El objetivo es para estudiar la factibilidad del proyecto planificado, o evaluar y reducir el número de alternativas basada en la información de ingeniería geológica disponible. Esto es en muchos casos muy desafiante por lo que decisiones importantes tienen que ser tomadas, a menudo basadas en información limitada. La experiencia desde proyectos y/o sitios similares es muy valorable para la constitución del proyecto.
En las primeras etapas, estudios documentados de la información geológica, tales como reportes, mapas geológicos, mapas topográficos y fotos aéreas son llevados a cabo. Estudios de observación en terreno son puntos clave para analizar la actual área en investigación. Muestras de roca para test de clasificación simple son a menudo realizadas.
En un reporte de factibilidad, toda la información recolectada es presentada y las diferentes alternativas discutidas. Planos y estimación de costos para más investigaciones son presentados, y algunos necesitan mapas suplementarios. En esta etapa, una decisión importante tiene que ser hecha como para ser o no seguida con más investigaciones costosas.
2.1. Características del Proyecto: Diseño Preliminar
El objetivo central del proyecto es la construcción de cinco cavernas subterráneas para el almacenamiento de hidrocarburos, estas se localizan bajo un terminal desde donde salen transportados estos compuestos orgánicos.
Se establece que en términos geológicos es una zona de rocas metamórficas precámbricas con fracturas de nivel moderado a medio y además que las cavernas serán construidas en condiciones a favor de la foliación y las fisuras de la zona, esto para ayudar en la estabilidad de las cavernas, ya que el objetivo es que no posean reforzamiento o que contengan el mínimo posible.
Las dimensiones a nivel general se describen en: Ancho: 19 m, Largo: 314 m y alto: 19 m. Esto constituido para cada caverna y, en forma general, las cavernas deben completar un volumen total de un millón de metros cúbicos para almacenar.
Las dimensiones de las cavernas y la locación fueron tomadas en función a la extensión del terminal y a las posibles cavernas de almacenamiento adicionales a construirse en el futuro.
En el proceso de estudio preliminar se realizaron perforaciones de sondajes, cuyo propósito fue obtener información acerca del nivel de agua subterránea. Con ello se estima un dato importante para generar un sistema de control del agua subterránea. La
orientación de los sondajes fue realizado en relación a cortar la mayor cantidad de diaclasas y/o fisuras posibles.
El sistema de control de agua subterráneo de las cavernas es controlado desde la superficie. La ventaja es el número ilimitado de puntos de acceso posibles para perforar. Un sistema de tuberías entre las perforaciones debe ser instalada.
Una vez construidas las cavernas se debe llevar registro y observación del nivel de agua subterránea, con una frecuencia razonable de una vez al mes.
Se considera para el análisis de factibilidad un pre-diseño de la construcción indicando las características generales de los procesos a realizar, considerando la información obtenida y analizada, además estudiar concepto como el uso de tecnología, personal e ideas generales involucradas.
En base a al desarrollo del proyecto subterráneo se realizará en una serie de etapas, que principalmente se constituyen en:
a. Inicialmente se construirá el túnel de acceso principal que constituye una rampa de doble vía que conectara la superficie con las rampas de transporte y además las rampas de baqueo en la construcción de las cavernas. Este hecho establece la fase inicial que será realizada con una pendiente de 16%, lo que establece la utilización de un equipo Boomer. Frente a este hecho, a medida que el túnel de acceso avance se analizara el concepto de soporte necesario, en conjunto con la construcción de una pieza para la instalación de los equipos de ventilación para el avance del desarrollo.
b. Una vez elaborado el túnel de acceso principal, se define la construcción de las rampas de acceso hacia la ubicación de las cavernas, estas son de una vía y conectaran la zona de banqueo en el área de explotación.
c. En base al avance establecido, se comienza con el desarrollo de explotación de las cavernas, estas serán desarrolladas por método de banqueo, donde en una primera fase de construcción se explotará el área de la corona, en forma de arco de aproximadamente 5 metros de altura, estas serán explotadas de manera horizontal, los equipos utilizados s un jumbo frontal, scoop y camiones para el retiro de material.
d. En el proceso de construcción, se comenzara la elaboración de rampas de acceso para los siguientes niveles de banqueo donde la modalidad de extracción es similar utilizando jumbos frontales, scoop y camiones para la extracción de material. Los bancos inferiores a la corona son 4 equivalentes a una medida de 7 metros aproximadamente. Este proceso de extracción lleva consigo un proceso de acuñadura para el desprendimiento de posibles cuñas y un sistema de soporte activo, en preferencia de anclaje, con una cubierta de shotcrete, en caso de ser requerido. Las cavernas poseen un largo de 314 metros.
e. Una vez finalizada la fase de construcción de las cavernas, se debe construir un pozo de 15 metros de largo para la instalación de la bomba en cada caverna, este debe ir ubicado en el extremo inferior y debe ser una extensión de las paredes de las mismas cavernas. Este pozo se considera debe ser realizado en tres etapas, y el proceso de explotación es como un pique, como movimiento de material y equipos de forma vertical.
2.2. Análisis de las Dimensiones de las Cavernas
Para la construcción de las cavernas de almacenamiento de petróleo, se determinaron las dimensiones en función de las cantidades esperadas y costos de:
- Soporte de roca
- Grouteado del macizo rocoso - Excavación de la roca
- Costo capitalizado para bombear o extraer el producto.
El costo total más bajo para la facilidad de almacenamiento fue calculado para un ancho de caverna en el rango de 18 a 20 metros y una caverna con una altura en el rango de 32 a 34 metros. Las dimensiones seleccionadas fueron como se mencionó anteriormente de 19 y 33 metros respectivamente. Este concepto se puede observar en la siguiente gráfica:
Figura 8. Gráfica de Costos vs Ancho
En el gráfico se observan los costos de extracción por metro cubico, con diferentes dimensiones de ancho, y esto involucrando los costos a invertir en soporte en función al mismo rango de anchos posibles.
Cada una de las cavernas tiene 314 metros de longitud. En uno de los extremos de la caverna se debe excavar un pozo de 15 metros de profundidad para la bomba de extracción. El pozo en cada caverna debe ser construido como una extensión hacia abajo en el extremo inferior de la pared, lo cual da una altura de 48 metros, lo que genera altas tensiones en el macizo rocoso.
Figura 9. Estimación del pozo de la bomba
En términos generales, se consideró que el tamaño de los pozos debería fluctuar en el rango de 10 a 15 metros en las cavernas para así recudir el tamaño del extremo inferior de una de las paredes de la caverna. Bajo este concepto, se habría reducido la complejidad y la extensión de los soportes de roca que se tengan que utilizar, aunque en el proceso se observara los cambios producidos por la roca. La carencia de cubierta rocosa fue un impedimento para mantener la locación del pozo de la bomba y la extensión de la caverna entre 10 a 15 metros en longitud.
2.3. Túneles
Se establece inicialmente que el túnel de acceso debe ser construido desde la superficie con una pendiente de 14% hasta la zona de construcción de las cavernas, se constituye que el túnel debe tener un ancho de 10 metros por el hecho que debe permitir el tráfico por doble vía, tanto de personal como materiales y equipos. En cuanto a la Además se considera que el largo del túnel debe ser de 647 metros desde superficie hasta la primera zona de contacto con la primera caverna. La ubicación del túnel de acceso en superficie es:
- Latitud: N 60°36'55.36" - Longitud: E 4°51'12.90"
Figura 10. Lugar de entrada del túnel
Se debe considerar que las medidas establecidas para el ancho de los túneles son consideradas de igual forma para los túneles de transporte entre las cavernas. Además se establece que en el túnel de entrada se debe construir una pieza de 3 metros de largo para la instalación de los equipos de ventilación y los ductos de ventilación que entregaran el caudal efectivo necesario para llevar acabo al operación en las condiciones adecuadas.
En base a los túneles para la construcción de la caverna, se considera que deben ser túneles de baqueo pero de 1,5 metros de ancho, ya que deben ser par aun tráfico de una vía. El concepto de construcción de las cavernas se entregara en el siguiente punto.
Figura 11. Vista lateral del túnel de acceso y las cavernas
Figura 12. Vista de planta del túnel de acceso y las cavernas
2.4. Cavernas
Para la construcción de las cavernas se consideró que su ubicación es bajo el nivel del mar, en base al análisis de las condiciones del nivel de agua subterránea del lugar, además de consideraciones de locación.
Las cavernas deben ser excavadas a través de la metodología de bancos, con una corona y 4 bancos. Los dos bancos superiores deben ser perforados y tronados usando jumbos
tradicionales. El banco inferior debe ser perforado y tronado con jumbos de perforación vertical.
Figura 13. Vista Frontal de los Bancos
Figura 15. Vista inicial de la explotación de los bancos
En base al número de bancos y la altura de las cavernas se estableció que el número idóneo de bancos era 4, esto en función de los costos, y esto se analizó en la siguiente gráfica:
Figura 16. Análisis de costos en función al número de bancos
El pozo de la bomba debe tener una sección cruzada horizontal de aproximadamente 100 metros cuadrados. Debido a la profundidad de 15 metros, debe ser excavado en 3 etapas. La excavación debe ser realizada utilizando una rampa. Todos los equipos y el material excavado deben ser sacados a superficie.
Figura 17. Vista Frontal de la caverna con Pozo de la bomba
En el desarrollo de las cavernas, las filtraciones de agua están permitidas, lo que establece que en el sistema exista agua de forma permanente debido que colabora a las que no existan fugas de petróleo y gases en el sistema, para ello se estima la instalación de una bomba que permita el flujo de agua en el sistema, y como los sondajes establecidos indicaron que el nivel freático cubre las cavernas, este se mantiene con una serie de sistemas de tuberías y piques para control del mismo.
2.5. Piques
Por condiciones generales se establece que deben construir en cada caverna una cantidad de 9 piques, ahora bien, la tolerancia para los piques es estricta; en todos los equipamientos de los piques como bombas e instrumentación debería ser libre colgante desde las cubiertas superiores justo sobre el nivel de terreno. Los piques deben tener una longitud de 35 a 68 metros y con posibles desviaciones de hasta 300 mm.
En los piques verticales sobre el pozo de la bomba, se debe instalar una manga de acero, esta debe tener un diámetro máximo de 1550 mm y una longitud de 36 metros
En el centro de cada caverna se debe construir un pique para propósitos de inspección. Las inspecciones tienen dos propósitos:
- Inspección general del agua presionada de conexiones concretas. - Acceder para revelar una conexión de testeo desde una caverna.
Figura 18. Construcción de los piques de observación nivel agua subterránea
Figura 19. Vista longitudinal de los piques de inspección
2.6. Soporte de Roca
Las cavernas deben ser sistemáticamente soportadas en el techo y el pozo de la bomba en áreas por shotcrete y pernos. El soporte de roca adicional debe ser adherido cuando sea requerido debido a las condiciones locales de la roca. Los pernos por usar son del tipo de anclaje mecánico y pueden ser posteriormente grouteados.
3. Caracterización Detallada del Sitio
3.1. Estudios Geológicos
3.1.1.
Geología Regional
El Sistema de Arco de Bergen es el nombre dado a la serie de rocas metamórficas
arqueadas que oscila alrededor de un gneis masivo justo al oeste de la ciudad de
Bergen.
El Arco de Bergen es un paquete de rocas plegadas de edad Proterozoico y
Paleozoico Inferior, unidades que definen una estructura plegable de gran tamaño
que es claramente visible desde mapas topográficos, mapas geológicos e
imágenes satelitales. Las rocas, fuertemente influenciados por la deformación
Caledoniana y metamorfismo, en general, muestran una foliación pronunciada o
estratificación metamórfica que dictan la ubicación de valles y crestas, lo que hace
que la estructura en forma de arco bastante evidente a partir de mapas
topográficos e imágenes satelitales por igual.
Dos de los arcos, conocidos como el
Arco Menor y Mayor de Bergen,
contienen un cinturón de rocas verdes
de edad cámbrica superior a ordovícica,
metagabros
y
metasedimentos
interpretados como fragmentos ofioliticos
desmembrados,
cubierta
por
metasedimentos del Silúrico. El Arco
menor de Bergen (en el que se
encuentra la ciudad de Bergen) es más
estrecho y contiene rocas más
intensamente tensas que el Mayor.
También contiene un mayor número de
astillas en el basamento milonítico
(gneiss).
Entre el Arco Mayor y Menor de Bergen se ubican los mantos Proterozoico
Blåmanen y Lindås, este último contiene zonas de cizalla Caledoniana de
composición anortítica. El cinturón Blåmanen consiste en un sócalo cristalino de
más de 1,4 mil millones de años
conformado por gneises migmatíticos,
cubierta por un secuencia metasedimentaria de finales del Proterozoico
(Formación Rundemanen). Conglomerados de esta unidad muestran gradientes
de deformación increíbles.
3.1.2.
Geología Local
La geología de la zona de Øygarden, y de la localidad de Stura está dominada en
su totalidad por el complejo gnéisico Precámbrico de Øygarden, el cual presenta
moderada foliación y fracturamiento.
Figura 2 Geología Local de la localidad de Stura, Noruega. La zona en su totalidad está constituida por el basamento metafórico Precámbrico conocido como el Complejo Gnéisico de Øygarden.
Figura 1 Mapa geológico simplificado del Complejo Arqueado de Bergen, Noruega.
1 3 4 5 2
3.1.3.
Mapeo Geológico
A fin de determinar las orientaciones de las discontinuidades 5 líneas detalles
fueron realizadas en afloramientos de roca en las inmediaciones del puerto de
Stura. El mapa siguiente muestra la localización de las líneas detalle llevadas a
cabo.
El estudio de línea detalle fue realizado en las coordenadas indicadas en la tabla
siguiente. Cada una de las líneas realizadas tuvo una longitud de 20 metros y en
Figura 3 Mapa local que muestra las zonas donde aflora el basamento cristalino y se realizaron estudio líneas detalle. Nota: La longitud de la línea detalle es solo referencial, no se encuentran a escala.
ella se registraron el rumbo y manteo de las discontinuidades, espaciamiento,
largo y relleno.
Al representar los valores obtenido en una proyección estereográfica para cada
línea detalle se identificaron 3 set de fracturas principales, los cuales fueron
representados en una única red estereográfica de igual área ya que todas las
líneas detalle fueron realizadas en el mismo dominio estructural. La imagen
siguiente muestra la proyección estereográfica en una red Schmidt de los 3 set de
fracturas principales cuya actitud, en dip/dipdirection, son 72°/328°, 75°/233° y
81°/165°.
Las propiedades
de las fracturas
obtenidas luego de un análisis estadístico de los datos medidos en terreno los
resume la siguiente tabla.
Figura 4 Proyección estereográfica de los set principales de fracturas.
Línea Detalle
Latitud
Longitud
Dirección
Inclinación
LD 1
60°37'42.01"N
4°50'36.20"E
N10°E
11°
LD 2
60°37'8.08"N
4°50'33.62"E
N51°W
6°
LD 3
60°36'48.76"N
4°50'56.77"E
N42°E
16°
LD 4
60°37'11.32"N
4°51'2.55"E
N88°E
4°
LD 5
60°36'41.64"N
4°51'27.42"E
N18°W
12°
Se
t
Dip
DipDirectio
n
Espaciamient
o (m)
Larg
o (m)
Rellen
o
Agu
a
Rugosida
d (JRC)
1
72°
328°
0.772
2.61
X
D
5
2
75°
233°
1.780
1.85
X
D
7
3
81°
165°
0.392
1.66
X
D
4
Adicionalmente se estimó que el GSI (Geological Strength Index) es de 70 puntos
y con un martillo Schmidt se estimó que la resistencia de la roca es de
aproximadamente 180 MPa.
3.2. Estimación de los esfuerzos
3.2.1. Contexto tectónico regional
El campo de esfuerzos contemporáneo se ha debatido ampliamente en términos
de posibles mecanismos de accionamiento por Fejerskov y Lindholm (2000). En la
actualidad existe una fuerte evidencia de que el régimen de stress responsable de
la sismicidad observada parece ser el resultado de diversos mecanismos de
generación de stress en escalas que van tanto desde la placa de la corteza a lo
local, y que el campo de esfuerzos en cualquier lugar es por tanto multifactorial
(por ejemplo, Bungum et al. 1991, 2005, Byrkjeland et al. 2000, Fejerskov y
Lindholm 2000, Fejerskov et al. 2000, Lindholm et al. 2000, Olesen et al. 2004).
Las mediciones in situ de los esfuerzos revelan la existencia de relativamente altas
magnitudes de stress desviatorio a poca profundidad bajo tierra (Stephansson et
al. 1986). El reciente descubrimiento de estructuras de alivio de tensión en las
diferentes regiones de Noruega (Roberts 1991, 2000, Roberts y Myrvang 2004,
Pascal et al., 2005a, b, 2006, 2010) añade soporte a esta conclusión. Aunque las
desviaciones de estrés se observan a nivel local en Noruega, las direcciones de
los esfuerzos principales determinada tanto por las mediciones de stress insitu y
por las características de las estructuras de liberación de tensión son, en general,
horizontal con dirección NW-SE a WNW-ESE (Dehls et al., 2000b, Reinecker et al.
2005, Pascal et al., 2006).
El esfuerzo vertical corresponde al peso de la columna de roca sobre la
excavación y está dado por la relación σ
v=
γz . Donde γ es el peso unitario de
la roca y
zes la profundidad de la excavación. Por otra parte el esfuerzo
horizontal es estimado mediante la ecuación σ
h=
k σ
vdónde la constante de
proporcionalidad k es estimada mediante la ecuación de Sheorey (1994)
k =0.25+7 E
(
0.001+
1
z
)
Dónde
Ees el módulo de elasticidad del macizo rocoso.
Obteniendo finalmente el estado tensional para la zona de estudio de 2.25 MPa y
3.44 MPa para los esfuerzos vertical y horizontal respectivamente.
3.3. Ensayos de Laboratorio
Con el objetivo de determinar las propiedades de la masa rocosa y las
discontinuidades una serie de ensayos en laboratorio fueron llevados a cabo. Para
determinar la resistencia de la roca intacta realizaron ensayos de compresión
biaxial, mediante el Tilt test se determinará la resistencia de las discontinuidades.
En los cinco puntos de mapeo superficial se recolectaron muestras de roca intacta
a fin de obtener en laboratorio 20 testigos de roca. Los testigos fueron cortados
con diámetro de 53 mm y una longitud de 106 mm (relación 2:1 de los lados).
La tabla siguiente muestra los resultados obtenidos en el ensayo de compresión
biaxial.
Muestra
Esfuerzo
Menor (MPa)
Esfuerzo
Mayor (MPa)
1
0
204
2
0
187
3
0
198
4
0
210
Figura 6 Fotografía de los testigos de gneiss cortados en laboratorio.
5
3
222
6
3
231
7
3
239
8
5
245
9
5
265
10
5
250
11
8
325
12
8
310
13
8
317
14
10
339
15
10
325
16
10
336
17
13
351
18
13
345
19
13
328
20
13
338
Con los valores anteriores se ajustó un criterio de fractura de Hoek and Brown
para la roca intacta usando el software RocData obteniendo los siguientes
parámetro: resistencia a la compresión uniaxial de 196.2 MPa y una constante de
material de 29.7. La ecuación siguiente muestra el criterio de resistencia no lineal
para la roca intacta:
σ
1=
σ
3+196.166
√
29.711
σ
3196.166
+
1
Al ajustar un criterio de fractura para el macizo rocoso de Hoek and Brown (2002)
utilizando un factor de alteración (D) igual a cero y el GSI reconocido durante el
mapeo de los afloramientos rocosos de 70. La ecuación siguiente muestra el
criterio obtenido:
σ
1=
σ
3+196.166
(
10.177
σ
3196.166
+
0.0357
)
0.5010 5 10 15 20 25 30 0 100 200 300 400 500 600
Criterio de Fractura de Hoek and Brown 2002 para roca intacta
Esfuerzo Menor MPa Esfuerzo Mayor MPa
0 5 10 15 20 25 30 0 100 200 300 400
Criterio de Fractura de Hoek and Brown 2002 para el macizo rocoso
Esfuerzo Menor MPa Esfuerzo Mayor MPa
Además se obtienen los siguientes parámetros de las propiedades del macizo
rocoso:
Resistencia tensional
0.688 MPa
Resistencia a la compresión
87.27 MPa
3.3.2. Densidad de la masa rocosa
La densidad de la roca fue calculada utilizando las muestras recolectadas en los
afloramientos estudiados, obteniéndose una densidad de la roca de 2.81 g/cm
3.
3.3.3. Resistencia de las discontinuidades
La resistencia de las discontinuidades será estimada utilizando el ensayo conocido
como Tilt Test. Con los valores obtenidos y el software RocData se construyó un
criterio de fractura de Barton-Bandis con los siguientes parámetros: Resistencia
de las paredes de las discontinuidades (JCS) igual a 106 MPa, ángulo de fricción
residual de 28° y rugosidad (JRC) de 5.
τ =σ
ntan
(
5 log
(
106
σ
n)
+28 °
)
La gráfica siguiente muestra el criterio de fractura Barton-Bandis obtenido para las
discontinuidades del macizo rocoso.
0.0 0.5 1.0 1.5 2.0 2.5 3.0 3.5 0.0 0.5 1.0 1.5 2.0 2.5 3.0
Criterio de Fractura Barton-Bandis para las discontinuidades
Esfuerzo Normal (MPa) Esfuerzo Cortante (MPa)
3.4. Caracterización Geotécnica del Sitio
3.4.1. Rock Mass Rating (1989)
La tabla siguiente sintetiza los datos obtenidos en terreno y en las experiencias en
laboratorio a fin de obtener la primera clasificación geotécnica del sitio.
Parámetro
Set 1
Set 2
Set 3
Resistencia roca intacta
196 MPa
RQD
100%
Espaciamiento (m)
0.772 m
1.780 m
0.392 m
Condiciones Fractura
Superficies algo rugosas, separación menor a 1 mm y
paredes de roca dura.
Agua subterránea
Ligera presión de agua.
Parámetro
Set 1
Set 2
Set 3
Resistencia roca intacta
12 puntos
RQD
20 puntos
Espaciamiento (m)
15 puntos
15 puntos
10 puntos
Condiciones Fractura
25 puntos
Agua subterránea
4 puntos
Corrección
-2 puntos
RMR Básico
74
74
71
Lo cual nos entrega una calidad del macizo rocoso bueno (Clase II). Se estima un
tiempo de auto sostenimiento de 1 año para un techo de 10 m de ancho.
3.4.2. Sistema Q de Barton (1974)
La tabla siguiente sintetiza los datos obtenidos en terreno y en las experiencias en
laboratorio a fin de obtener la segunda clasificación geotécnica del sitio.
RQD
100%
Joint set number (3 set de fracturas)
9
Joint roughness number (rugoso a irregular)
1.5
Joint alteration number (inalterada)
0.75
Water reduction number
0.5
Stress reduction factor (stress medio)
1.0
Obteniendo un Q de 11.1 con el cual se aproximaran los requerimientos de
soporte para la excavación. Para nuestra excavación (19 m de ancho) tenemos
una Dimensión Equivalente (De) de 11.9 m (considerando ESR = 1.6) por lo cual
requiere pernos de anclaje mecánico de 2.2 m de longitud espaciado cada 2
metros sistemáticamente instalados en el techo de la excavación.
4. Análisis de Estabilidad
4.1. Inestabilidad controlada por las discontinuidades
Luego del procesamiento de los datos obtenidos en las líneas detalles tomadas en
terreno se determinaron 3 set de fracturas principales los cuales se muestran en la
proyección estereográfica siguiente:
Gráficamente no se observa la formación de cuñas o bloques que puedan caer por
efecto de la gravedad no obstante si es probable el deslizamiento de estos. El
factor de seguridad del diseño es obtenido mediante el software Unwedge.
En el contorno de la excavación se forman 3 cuñas que pueden deslizar o caer
generando inestabilidad. La tabla siguiente resume los valores obtenidos.
Cuña
Factor Seguridad
Lugar
Peso
Condición
1
> 10
Piso
400 kg
Estable
2
0.67
Caja
40 kg
Inestable
3
0.67
Caja
40 kg
Inestable
4
4.79
Techo
1100 kg
Estable
43 Cuña 4 Cuña 2 Cuña Cuña 3 CuñaExiste la
posibilidad del desprendimiento de dos cuñas distintas en las cajas de peso menor
a 100 kg cuyo factor de seguridad es 0,67. Dado que son de un tamaño menor
solo se recomienda acuñar las cajas.
4.2. Estabilidad controlada por los esfuerzos inducidos
Con el software Phase2 se analizó la estabilidad controlada por los esfuerzos
inducidos alrededor de las cavernas bajo tres conceptos: estabilidad de la
excavación en cada una de las etapas de construcción, estabilidad de los pilares
de roca entre las excavaciones y finalmente la estabilidad total de la construcción
subterránea.
4.2.1.
Estabilidad en cada una de las etapas de construcción
Se diseñó la construcción de las cavernas en 5 etapas, por banqueo descendente
tal como lo muestra la siguiente imagen.
A continuación se
muestran los esfuerzos
inducidos sigma 1 y
sigma 3 (izquierda y
derecha
respectivamente)
alrededor de la
excavación en cada una
de las etapas de
construcción.
45
A medida que avanzan la construcción de la caverna y un nuevo banco es
explotado se produce una significativa disminución del factor de seguridad
alrededor de la excavación. El factor de seguridad más bajo siempre se encuentra
en el piso de la excavación sufriendo la mayor disminución a medida que se
avanza en la construcción.
Figura 9 Factor de seguridad alrededor de la excavación en cada etapa de la construcción.
0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100 0.8 1 1.2 1.4 1.6 1.8 2
Factor de Seguridad
Corona Banco 1 Banco 2 Banco 3 Banco 4
Perímetro [m] Strength Factor
Alrededor de toda la excavación sin sostenimiento el factor de seguridad es
siempre mayor a uno (Figura 4) en cada una de las etapas de la excavación, pero
es inferior a nuestro factor de seguridad del proyecto de 1,4. La imagen siguiente
nos muestra el factor de seguridad en el perímetro de la excavación comenzando
desde la esquina inferior izquierda de la labor en sentido anti horario.
Una vez instalado el sistema de soporte, obtenido por métodos empíricos, en el
techo de la excavación existe un leve aumento del factor de seguridad.
0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100 0.8 1 1.2 1.4 1.6 1.8 2
Factor de Seguridad
Corona Banco 1 Banco 2 Banco 3 Banco 4
Perímetro [m] Strength Factor
Figura 11 Factor de seguridad en cada una de las etapas de la excavación considerando un sistema de pernos de 2.2 metros de largo espaciados cada 2 metros.
No obstante una vez llenado las cavernas con petróleo, este ejercerá una presión
confinante alrededor de las paredes de la excavación aumentando considerable el
factor de seguridad, nótese que el factor de seguridad es mayor que 1.5 en todo el
perímetro de la excavación. En el gráfico siguiente se muestra el factor de
seguridad alrededor de la excavación partiendo desde la esquina inferior izquierda
en sentido anti horario.
La figura siguiente muestra el factor de seguridad alrededor de la excavación una
vez llenada la caverna.
Figura 12 Factor de seguridad caverna llena de petróleo.
4.2.2.
Diseño del pilar
Para diseñar el pilar de roca entre cada excavación se utilizará la teoría del área
tributaria propuesta por Coates (1966) y se analizó la respuesta del macizo rocoso
ante las excavaciones. Para un factor de seguridad de 4 (óptimo para el diseño de
pilares) se determinó que el ancho de la excavación debía ser de 38 m.
5 15 25 35 45 0.0 2.0 4.0 6.0 8.0 10.0 12.0 0 1 2 3 4 5 6
Diseño de Pilares
Esfuerzo Pilar FS Ancho Pilar [m]Esfuerzo Actuando Pilar (MPa) Factor de Seguridad
Figura 14 Esfuerzo en el pilar y factor de seguridad para distintos ancho de pilares según Coates (1966)
Numéricamente el esfuerzo máximo en el pilar se obtuvo de 2.5 MPa, variando un
16% con respecto al esfuerzo obtenido mediante el método clásico de Coates. La
figura siguiente muestra una vista de sección transversal de dos cavernas donde
se aprecia la distribución del esfuerzo mayor en el pilar. Luego se observa un
gráfico de la distribución de esfuerzos a lo largo de toda la sección del pilar.
4.2.3.
Análisis de estabilidad de la rampa
La rampa de acceso a las cavernas será construida con un ángulo de
inclinación de 8°. El rumbo de las dos secciones del túnel es 350° y 80°. Al
analizar la posibilidad de formación de cuñas se observaron las siguientes
situaciones.
Para la sección de rampa con Trend 80° se forman 3 cuñas distintas. La
primera, en el piso se considera estable, mientras que las dos cuñas que se
forman en el techo, ambas son inestables, pero la cuña 2 por ser de un tamaño
despreciable (3 kg) solo se acuñará. Por otro lado, la cuña 3 con FS igual a
0.324 se deslizará sobre un plano de fractura, para sostenerla con un perno de
anclaje mecánico donde se requiera será suficiente.
Para la sección de rampa con Trend 350° se forman 4 cuñas distintas. La
primera, en el piso se considera estable, mientras que las dos cuñas que se
forman en las cajas, ambas son inestables, pero por su tamaño despreciable (<
100 kg) solo se acuñaran. Por otro lado, la cuña 4 con FS igual a 3.895
mantiene estable.
Trend 80°
Cuña
Factor Seguridad
Lugar
Peso
Condición
1
> 10
Piso
180 kg
Estable
2
0.324
Techo
940 kg
Inestable
4.2.4.
Estabilidad en general
Las imágenes siguientes muestran la estabilidad en general de la construcción
subterránea.
Trend 350°
Cuña
Factor Seguridad
Lugar
Peso
Condición
1
> 10
Piso
590 kg
Estable
2
0.431
Caja
100 kg
Inestable
3
0.413
Caja
3 kg
Inestable
5. Diseño Final y Construcción
5.1. Rampa de Acceso
Como sabemos las cavernas se encuentran a 80 m. De profundidad, para poder llegar a ellas es necesario diseñar un acceso a ellas. Este se hará por medio de una rampa
que tendrá aproximadamente 510 m de longitud, un ancho de 10 m y un alto de 7 y 10 m en algunos sectores.
Para poder diseñar la rampa se evaluaron distintos parámetros para poder escoger la pendiente optima y la sección a desarrollar. Dentro de esos parámetros se encuentran: la longitud de la rampa, funcionamiento de equipos, tiempo de construcción y seguridad.
La pendiente escogida es de 16%, ya que con esta pendiente la longitud de la rampa es menor y el rendimiento de los equipos es el más óptimo, debido a que su tiempo de ciclo es menor.
El túnel de acceso es de 10 m de ancho debido a que el camino cuenta con dos vías. El túnel debe ir fortificado, de acuerdo al estudio geomecánico del terreno debe ir con pernos sistemáticos y mallas de protección, en el portal además de esto, este debe ir con shotcrete.
Como ya tenemos el diseño de la rampa, podemos seleccionar los equipos que vamos a utilizar, en este caso utilizaremos un camión Cat AD45, una perforadora Boomer M2C de Atlas Copco, un Booltec S Atlas Copco para apernado e instalación de la malla. Además de una buena ventilación a medida que se avanza en su construcción. El tiempo aproximado en desarrollar todo el túnel va a ser de 4 meses.
5.2. Secuencia de Avance de las Cavernas de Almacenamiento
La excavación por fases se utiliza para la apertura de grandes túneles donde la sección resulta demasiado grande (secciones mayores a 100 m2) para ser cubierta por el equipo de perforación, o cuando las características geomecánicas de las rocas no permiten la excavación a plena sección.El sistema usual consiste en dividir el túnel en dos partes, una superior o bóveda y otra inferior en banqueo. La Bóveda se excava como si se tratara de una galería y el banqueo, que irá retrasada con respecto al avance de la bóveda.
El banqueo puede ser horizontal o vertical (esto en base a la disponibilidad de maquinarias de perforación)
Fig. 1: desarrollo de túneles método banqueo posterior
5.3.
Caso de las Cavernas
Se necesita realizar el desarrollo de 5 cavernas, de dimensiones 19 x 33 mts, el área por frente expuesta es de 608,7 m2, ante lo cual es recomendable hacer el avance por banqueo posterior (rebaje), dichos bancos tienen una dimensión de 19 metros de ancho por 7 metros de alto, la corrida del banco se calculó mediante el algoritmo de Holmberg (longitud a barrenar, la cual arroja un valor de 6,92 = 7 metros), la sección restante, correspondiente a la corona se hizo mediante perforación tunelera convencional, esta sección tiene un alto de 5 metros, un ancho de 19 metros, y una altura de caja de 2 metros.
5.4.
Desarrollo Fase 0 (sección Corona de la Caverna)
Para del desarrollo de la sección corona se aplica el método de Monsanto,
(diseño del diagrama de perforación) el cual consiste básicamente en calcular
los espaciamientos y geometría de los tiros de las distintas secciones de la
frente:
Altura labor
5,0 m
ancho labor 19,0 m
altura curvada 3,00 m
línea de gradiente 1,500 m
Diámetro tiros huecos 6”
Nº de tiros huecos 3 Longitud a barrenar 6,4 m Diámetro de tiros 3”
Diámetro equivalente:
Deq=152 mm x
√
3
Deq=263 mmLongitud a barrenar (Holmberg):
H=0,15+34,1 x 0,263−39,4∗0, 263
2H=6,41 m
Rendimiento tronada
: 91%
Avance de tronada:
Av =6,41∗0,91Av =5,8 m
Por lo tanto, nuestras secciones quedan limitadas por el avance de la
sección:
Asec ≤2,4 m
Calculo primera sección:
Distancia entre barrenos (x):
X =445(
0,263
2+
0,0762
20,263+0,0762
)
X =0,98 m 1º SECCIÓ N Cumple la condición Asec ≤2,4 m B1 0,637 m A1 0,901 m ok 1 2º SECCIÓ N B2 0,631 m A2 1,529 m ok2 3º SECCIÓ N B3 1,070 m A3 2,595 m NO !!! 3 4º SECCIÓ N B4 1,816 m A4 4,404 m NO !!!!
Una vez determinado el diagrama del cuele, es posible determinar el
diagrama del resto de los tiros, tomando en cuenta factores intrínsecos de la
masa rocosa, tales como su resistencia a la tracción ; su factor de
tronabilidad:
Rendimiento voladura 93% Explosivos Densidad (kg/L) PD* (Kbar) PD* (kg/cm^2) Densidad de la roca 2,81 kg/L ANFO 0,78 30,42 30.997,9 8 Resistencia Tracción (RT) 7,02kg/c m^2 Softron 1,19 32,87 33.494,5 3 Factor de tronabilidad (K) 0,8 Emulex 1,15 60,84 61.995,9 6 Espaciamiento/bur den promedio 1,2Espaciamientos máximos por tipo de explosivos y factor de ubicación
para ANFO Factor de corrección
según ubicación Emax 1,102 m Zapatera 0,7 B 1,752 m Auxiliare s 0,8 Caja 0,9
para Softron Corona 0,9
Emax 1,422 m B 1,018 m para Emulex Emax 1,457 m B 1,248 m ZAPATERA (Emulex) E 0,8020 m nº de espacios Ez 1,000 m Bz 1,333 m
nº de tiros CAJA (Softron) E 0,80 m nº de espacios E caja 0,6333 m B caja 0,8278 m nº de tiros CORONA (Softron) E 1,480 m nº de espacios E corona 0,60 m B corona 1,883 m nº de tiros AUXILIAR CAJA (Emulex) E 1,311 m nº de espacios nº de tiros por caja
E aux caja 0,6333 m
B aux caja 0,5278 m
espacio por 2 cajas 7,915 m
espacio por caja 3,958 m
nº de hileras AUXILIAR CORONA (Emulex) E 1,66 m Radio Auxiliar 1 12,284 m Long de arco 14,321 m nº de espacios nº de tiros 1 3,000 E aux corona 1 0,7161 m B aux corona1 0,5968 m Radio Auxiliar 2 6,316 m Long de arco nº de espacios nº de tiros 2 E aux corona 2 7,363 m B aux corona 2 6,136 m AUXILIAR ZAPATERA (Emulex) E 1,166 m nº de espacios nº de tiros E aux zapatera 0,9444 m B aux zapatera 0,870 m nº de filas
5.5.
Diagrama de Disparo
Disposición geométrica de los pozos:
Secuencia de amarre:
Concentración de energía / tonelada:
Trayectoria onda de detonación:
5.6.
Selección de equipos
Los pasos básicos para determinar la selección de equipos y transporte son los siguientes Determinar la producción requerida: Los requerimientos de producción totales pueden verse afectados por una serie de factores externos al proyecto. Estos pueden incluir proyecciones de ventas, contratos, cantidad de reservas disponibles y otras operaciones de la compañía.
En base a estos antecedentes se debe definir la cantidad total de mineral a producir. Requerimientos de producción se establecen, generalmente, para periodos de un año. La producción total anual debe entonces convertirse en tasas de producción diaria u horaria para cada operación. La tasa de producción de ciertas operaciones unitarias se
