Determinación de Sostenimiento Geomecanica

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1

Universidad Nacional de

Trujillo

Facultad de Ingeniería

Escuela de Ingeniería de Minas

“DETERMINACIÓN DEL SOSTENIMIENTO ADECUADO EN LABORES LINEALES CONVENCIONALES EN ROCA TIPO II Y III EN LA UNIDAD MINERA SAN ANTONIO III-SÁNCHEZ CARRIÓN.”

TESIS

Para optar el Titulo de: INGENIERO DE MINAS

AUTORES: Br. FIGUEROA DIAZ, Marino Jhuda

Br. CHIMOVEN CENTURION, Juber Wilson ASESOR:

Ing. Pedro Prado Palomino

TRUJILLO – PERU 2014

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2 JURADOS

PRESIDENTE SECRETARIO

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

VOCAL

Ing. Pedro Prado Palomino Reg. CIP: 58491

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3

Dedicatoria

A mis padres Fernando y Doris A mi hermana Fernanda Por su apoyo incondicional en todo momento.

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4

Dedicatoria

A mis padres Wilson y Rocío, mis hermanos y amigos, Les dedico la presente como tributo a Su apoyo, confianza y amistad.

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5 ÍNDICE Dedicatoria...3 Dedicatoria...4 Índice...5 Listado de tablas...9 Listado de figuras...10 Anexos...11 Nomenclatura...12 Resumen...13 Abstract...14 CAPITULO I 1. INTRODUCCION ... 14 1.1. Realidad problemática ... 14 1.2. ANTECEDENTES. ... 15 1.3. MARCO TEÓRICO. ... 16 1.3.1. Mecánica de Rocas... 16 1.3.2. Modelo Geomecánico. ... 16 1.3.3. Modelo Empírico. ... 17 1.3.4. Modelo Numérico. ... 17

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

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

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

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

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

1.3.6. Tenso-deformación. ... 28

1.3.6.1. Tensiones de tipo gravitatorio. ... 29

1.3.6.2. Tensiones de origen tectónico. ... 29

1.3.6.3. Influencia de los esfuerzos. ... 30

1.3.7. Estabilidad del macizo rocoso. ... 30

1.3.7.1. Pernos de Roca. ... 31

(6)

6

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

1.3.7.1.3. Split Set. ... 34 1.3.7.1.4. Swellex. ... 34 1.3.7.1.5. Cables. ... 35 1.3.7.1.6. Malla Metálica. ... 36 1.3.7.1.7. Cintas de Acero-Straps. ... 38 1.3.7.1.8. Shotcrete ... 39 1.3.7.1.9. Cimbras Metálicas. ... 40 1.3.8. Rumbo: ... 41 1.3.9. Buzamiento: ... 41

1.3.10. Dip y Dip Direction: ... 42

1.3.11. Método de elementos finitos: ... 42

1.3.12. Software Dips. ... 43

1.3.13. Software Phase2. ... 43

1.4. ENUNCIADO DEL PROBLEMA. ... 43

1.5. FORMULACIÓN DE LA HIPÓTESIS... 44 1.6. OBJETIVOS. ... 44 1.6.1.Objetivo General: ... 44 1.6.2. Objetivos específicos: ... 44 2. MATERIALES Y METODOS ... 45 2.1. Material de Estudio ... 45 2.1.1. Universo o Población ... 45 2.1.2. Muestra. ... 45

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

2.1.4. Equipos e Instrumentos. ... 45 2.1.5. Software. ... 46 2.2. Métodos y Procedimientos. ... 46 2.2.1. Método. ... 46 2.2.2. Procedimiento. ... 47 3. RESULTADOS Y DISCUCIONES ... 49 3.1. RESULTADOS. ... 49

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

(7)

7

3.1.2.3.Labor 810. ( Ver Plano 1, de ubicación) ... 61

3.1.3.Resumen de RMR ... 64

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

3.1.4.1.Labor 730 ... 65 3.1.4.2.Labor 790 ... 68 3.1.3.3Labor 810 ... 71 3.2. Discusión ... 74 4. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES. ... 76 4.1. CONCLUSIONES ... 76 4.2. RECOMENDACIONES ... 76 5.1REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS ... 77 ANEXOS DESCRIPCION GENERAL DEL PROYECTO. ... 78

1.Aspectos generales. ... 78 1.1.Ubicación. ... 78 2.Planos topográficos. ... 78 3. Geología. ... 83 3.1. Geología Regional. ... 83 3.2. Geología Local. ... 89 OTROS... 92

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8

LISTADO DE TABLAS

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

TABLA N° 2 Valoración Jn……….22

TABLA N° 3 Valoración Jr………..22

TABLA N° 4 Valoración Ja y Jw………23

TABLA N° 5 Valoración SRF……….25

TABLA N° 6 Valoración ESR……….26

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

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

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

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

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

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

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9

LISTADO DE FIGURAS

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

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

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

Figura N° 4 Split Set………35

Figura N° 5 Swellex……….36

Figura N° 6 Cables………...37

Figura N° 7 Malla Eslabonada………...38

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

Figura N° 9 Straps………39

Figura N° 10 Cimbras Metálicas……….41

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

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

Figura N° 13 Diagrama de Rosette-Simulación Phase-Simulación Unwedge-Dom1 Lab 730………66

Figura N° 18 Diagrama de Rosette-Simulación Phase-Simulación Unwedge-Dom3 Lab 790………...71

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10

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

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

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

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

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

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

Figura N° 30 Golpes de Picota………...94

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

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

Figura N° 33 Elección de Sostenimiento de Lab. 790………61

Figura N° 34 Elección de Sostenimiento de Lab. 810………64

ANEXOS ANEXO I. Descripción general del proyecto...75

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11

Nomenclatura RMR: Rock Mass Rating

Jn: índice de diaclasado (N° de familias de discontinuidades) Jr: índice de rugosidad de las discontinuidades.

Ja: índice de alteración de las discontinuidades. Jw: factor de reducción por presencia de agua SRF: factor de reducción por tensiones.

ESR: Excavation Support Ratio Dom: Dominio Estructural Lab. : Labor

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12 RESUMEN

En la Unidad Minera San Antonio III, se han abierto labores lineales convencionales de 2.1m x 2.1m; en rocas de dominio estructural tipo II y III predominantemente (determinados mediante un mapeo geomecánico inicial de las labores en mención), y debido a la inexistencia de un estudio geomecánico para determinar el tipo de sostenimiento adecuado para estas labores, se realizó este estudio, con la finalidad de garantizar la estabilidad y tener labores seguras de trabajo. Para poder realizar esta recomendación de sostenimiento, se tuvo que realizar el mapeo geomecánico de las labores abiertas, recogiendo datos, por dominios estructurales, según los requerimientos del RMR de Bienawski y Q de Barton, nos agenciamos de estudios hechos en la zona de esfuerzos principales, los cuales nos permiten tener una mayor certeza en la determinación del tipo de sostenimiento.

Teniendo en cuenta las características geomecánicas del tipo de roca presente en las labores, las dimensiones de las labores, los esfuerzos a los que están sometidos, se realizaron los análisis mediante los ábacos sugeridos por Barton, para la elección del tipo de sostenimiento; para luego con una sugerencia como Barton poder simular en el software Phase 2 y Unwedge, y mediante métodos numéricos (elementos finitos), en el cuál incluimos los esfuerzos principales, determinar definitivamente el sostenimiento adecuado para rocas del tipo II y III.

Como resultado de esta simulación, tenemos como resultado que para roca del tipo para roca del tipo II en labores lineales son pernos cementados puntuales u ocasionales de 5 pies de longitud y para roca del tipo III se requiere pernos cementados de 5 pies de longitud, espaciados sistemáticamente 1.20 m x 1.20 m, todas estas recomendaciones para labores lineales convencionales de 2.1m x 2.1m.

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13 ABSTRACT

In San Antonio Mining Unit III, have opened conventional linear work 2.1 m. x 2.1 m.; in rock type and structural domain II and III predominantly, due to the lack of a geomechanical study to determine the right kind of support for this work, this study was conducted, in order to ensure stability and have safe work tasks. To carry out this recommendation support, he had to perform geomechanical mapping of open tasks, collecting data, structural domains, according to the requirements of RMR Bienawski and Q Barton, we agenciamos of studies done in the main efforts , which allows us to have greater certainty in determining the type of support.

Given the geomechanical rock type present in the work characteristics, the dimensions of the work, the stresses to which they are subjected, the analyzes were performed using the abacus suggested by Barton, for choosing the type of support; then with a suggestion as to simulate Barton in the Phase 2 and Unwedge software, and using numerical methods (finite elements), in which the main efforts include definitively determine the appropriate maintenance for the II and III rock type. As a result of this simulation, the result is that rock type to rock type II linear tasks are specific or occasional bolts cemented 5 feet long and rock bolts cemented type III 5-foot length is required, systematically spaced 1.20 mx 1.20 m, all these recommendations for conventional linear 2.1 m. x 2.1 m.

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14 CAPITULO I

1. INTRODUCCION 1.1. Realidad problemática

La Unidad Minera San Antonio III; pertenece al rubro de pequeña minería, la cual explota mediante método subterráneo minerales de oro y plata. La unidad minera se encuentra ubicada en el distrito de Cochorco, provincia Sánchez Carrión, departamento de La Libertad, a una altitud de aproximadamente 1500 m.s.n.m.; entre las coordenadas 77°41’1.88’’, 7°45’52.61’’ y 77°40’29.75’’, -7°43’39.73’’.

Cuenta con tres labores de explotación y dos de exploración las cuales se han corrido sin tener en cuenta el tipo de roca a la que están enfrentando, por lo que no tienen definido el tipo de sostenimiento adecuado para cada tipo de roca, esto provoca que en ciertas zonas haya desprendimiento de roca ocasional; es decir no cuenta con un estudio geomecánico que permita determinar los elementos de sostenimiento adecuado (según el tipo de roca) para poder estabilizar las labores y tener un ambiente seguro de trabajo.

Las labores en estudio se ubican sobre roca del tipo II y III (según clasificación RMR-Bienawsky 1989) predominantemente; esto se puede evidenciar tanto en las labores de explotación como de exploración. Además, este macizo rocoso se encuentra afectado por la presencia de fallas y fracturas importantes que afectan a la estabilidad de las excavaciones. La dirección de los esfuerzos predominantes de la zona que son S1 (4.4 Mpa), horizontal en la dirección N-S y S3 (9.0) que es casi vertical (78°-88°) y de magnitud el casi el doble de su equivalente en la dirección E-W, cuya influencia es importante para el desarrollo de las labores en la mina.

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15 1.2. ANTECEDENTES.

De la revisión efectuada para la realización de este trabajo, se pudo rescatar algunos de los siguientes antecedentes.

En el año 2009, Ballón y Cabanillas, en su investigación en encontrar el sostenimiento según el estado tensional de la construcción de una cámara de control recomienda que “Para realizar un diseño de una excavación es primordial realizar un estudio minucioso de las principales fallas mayores de la zona de estudio para determinar el estado tensional in situ del macizo rocoso con la finalidad de obtener con mayor exactitud posible la dirección y magnitud de los esfuerzos principales” (p. 67). (1) Cueva C., en su investigación de mecánica de rocas nos dice:

Una buena parte del éxito de un proyecto de elección de sostenimiento adecuado para labores mineras, reside en el amplio conocimiento, de las características estructurales, del macizo rocoso en el cual se va a realizar la excavación.

Ciertamente no se puede escatimar costos en esta parte del proyecto, ya que mucho más podría costar remediar un colapso. (p. 15) (2)

Geomecánica Latina S.A., en su investigación de mediciones de esfuerzos tectónicos in-situ sector Batolito de Pataz concluye:

A diferencia de lo que ocurre en el territorio Chileno en donde la orientación de estos esfuerzos S1 son marcadamente E-W y coinciden con la orientación de empuje de la placa oceánica sobre la cordillera de los Andes, en el caso del Batolito de Pataz los esfuerzos son marcadamente N-S y consecuentemente se corresponden con una tectónica diferente.

Completando el complejo tectónico, el esfuerzo S3 es casi vertical y la magnitud casi el doble de su equivalente en la dirección E-W. (p. 3) (4)

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16 1.3. MARCO TEÓRICO.

1.3.1. Mecánica de Rocas.

La Mecánica de Rocas puede definirse como la ciencia que trata de la respuesta de las rocas a los campos de fuerzas presentes en su entorno físico. Ésta, como la mayor parte de las disciplinas encuadradas en las denominadas Ciencias de la Tierra, nace por una parte de la búsqueda de explicaciones cualitativas y cuantitativas a los fenómenos naturales y por otra, como consecuencia de la actividad de los ingenieros que tratan de encontrar las mejores soluciones técnicas para controlar el terreno en las minas y en las obras civiles y militares.

La estabilidad de las excavaciones ha preocupado desde siempre a los mineros, que constantemente han tratado de establecer teorías racionales para su diseño. La presencia de discontinuidades constituye el factor esencial del comportamiento mecánico de una medio rocoso, cualquiera que sea la escala considerada: La destrucción de una probeta entre placas de una prensa es consecuencia de la propagación de las fisuras existentes en ella. La rotura de los macizos rocosos se produce casi siempre según superficies de discontinuidad preexistentes. El agua circula preferentemente por las discontinuidades, y las fuerzas hidrodinámicas que produce se orientan básicamente de acuerdo a ellas. Como sucede en todas las disciplinas, en Mecánica de Rocas no existe una teoría unitaria, sino soluciones más o menos exactas a problemas individuales que al agruparse constituyen el cuerpo de esta materia. (12)

1.3.2. Modelo Geomecánico.

En el modelo geomecánico se evalúan las propiedades mecánicas de la roca intacta, de las discontinuidades y del macizo rocoso como tal. Las propiedades mecánicas de los macizos rocosos deben incluir el estudio de los parámetros de deformabilidad y de resistencia, a fin de estudiar el comportamiento del macizo

(17)

17

rocoso frente a procesos de desestabilización por efecto de la construcción de la obra; esto implica el empleo de criterios de rotura aplicables en función de las características del macizo rocoso. (6).

1.3.3. Modelo Empírico.

Se basa en las clasificaciones geomecánicas. Este procedimiento está ampliamente aceptado por su facilidad de comprensión y aplicación, al relacionar los problemas de diseño y construcción de túneles con las calidades de los macizos rocosos en los que se sitúan. Sin embargo, no se puede garantizar su precisión considerando que son válidas en las fases de viabilidad y anteproyecto.

1.3.4. Modelo Numérico.

Cuando las soluciones exactas no son totalmente aplicables debido a las condiciones de contorno o de frontera, se recurre a los métodos numéricos. En el modelo numérico confluye una parte de la información obtenida en los dos modelos anteriores, principalmente del modelo geomecánico. En este modelo, el análisis tenso-deformacional es objeto de estudio, lo cual se obtiene una vez satisfechas las condiciones de contorno del problema, las ecuaciones diferenciales de equilibrio y las ecuaciones constitutivas del material. La ventaja del modelo numérico consiste en la posibilidad de calcular las tensiones deformacionales de un cuerpo sometido a fuerzas externas.

En la actualidad, el uso de los métodos numéricos en Geomecánica ha venido a ser cada vez más popular, debido fundamentalmente a las constates mejoras de los programas y equipos de computación. A pesar de las limitaciones y suposiciones de las que hace uso, la formulación numérica permite obtener información no proporcionada por los métodos convencionales. Así, es posible estudiar los mecanismos de rotura del macizo rocoso, identificar las zonas de concentración de tensiones, las posibles zonas de plastificación del macizo rocoso y evaluar las necesidades de sostenimiento, todo esto como consecuencia de la implementación de una obra en el macizo rocoso. (7)

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18

1.3.5. Caracterización Geomecánica del macizo rocoso.

En todo macizo rocoso inalterado, existe un campo de esfuerzos originado por el peso de la roca superyacente; este campo sufre modificaciones al producirse la excavación subterránea.

En el curso de las diferentes etapas de la excavación, estos esfuerzos modificados que podemos llamar “empujes de roca” son muy variables con el tiempo y posición, por tanto, es casi imposible la medición de sus dimensiones e intensidades.

En la zona del macizo que circunda al límite de la excavación, se puede crear contracciones que sobrepasan a las tensiones admitidas por la roca, entonces la excavación es inestable, por lo que esta roca circundante necesita ser soportada con el fin de conseguir equilibrio y estabilización.

La roca de la corteza terrestre está sometida a un estado de esfuerzos “in situ”, y cuando se efectúa una excavación estos esfuerzos se distribuyen y redistribuyen en las inmediaciones de ésta. Por lo tanto, es necesario conocer o estimar el estado de los esfuerzos pre-existentes.

Es importante determinar que estas estimaciones se efectúen dentro del término “elástico”, utilizado para describir materiales en los que el trabajo que se aplica sobre su cuerpo es totalmente recuperable, una vez que las fuerzas que originan las deformaciones han terminado. (8)

Actualmente los dos sistemas de clasificación de más uso general de la masa rocosa son la geomecánica de RMR, Bieniawski 1989 y el índice de sistema Q, Barton y otros 1974. Estos sistemas de clasificación incluyen la elección o designación de calidad de la roca (RQD), que fue introducido por D.U Deere en 1964 como índice para determinar cuantitativamente la calidad de la roca. Además de RMR, RQD, el sistema Q, hay muchos otros.

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19

Presentada por el ingeniero Bieniawski en 1973 y modificada sucesivamente en 1976, 1979, 1984 y 1989.

Permite hacer unas clasificaciones de las rocas “in situ” y estimar el tiempo de mantenimiento y longitud de un vano. Consta de un índice de calidad RMR (Rock Mass Rating), independiente de la estructura, y de un factor de corrección.

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

1.3.5.1.1. La resistencia compresiva (Rc)

La resistencia compresiva de la roca intacta, que puede ser determinada con golpes de picota o con otros procedimientos como los ensayos de laboratorio o con rebotes del martillo Schmith y usando la gráfica siguiente.

Figura 1. Ábaco de Resistencia de Rebotes de Martillo Schmith

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20 1.3.5.1.2. El RQD (Rock Quality Designation)

Que puede ser determinado utilizando los testigos de las perforaciones diamantinas, o calculado a partir de una fórmula donde interviene el número de fracturas por metro lineal.

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

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

apertura, rugosidad, relleno y meteorezación.

- La presencia de agua

(21)

21

El valor de RMR encontrado debe ser corregido tomando en cuenta como se presentan las discontinuidades con el avance de la excavación.

 Si la excavación avanza cruzando en forma más o menos perpendicular al sistema principal de discontinuidades y el buzamiento de éstas es empinado a favor del avance, no se requiere ninguna corrección, porque ésta es la condición más favorable para la estabilidad de la excavación. Si el buzamiento fuera menos empinado (<45°), la corrección sería (-2).

 Si la excavación avanza cruzando en forma más o menos perpendicular al sistema principal de discontinuidades y el buzamiento de estas es empinado en contra del avance, la corrección sería (-5). Si el buzamiento fuese menos empinado (<45°), la corrección sería (-5).

 Si la excavación avanza cruzando en forma más o menos paralela al sistema principal de discontinuidades y el buzamiento de estas es empinado, la corrección sería (-12), porque ésta es la condición más desfavorable para la estabilidad de la excavación. Si el buzamiento fuese menos empinado (<45°), la corrección sería (-5).

 En general, si el sistema principal de discontinuidades se presenta con bajo buzamiento (<20°), la corrección sería (-5). (5)

1.3.5.2. Rock Tunnelling Quality Index-Sistema “Q”

Desarrollado por el NGI (Insituto Geotécnico Noruego), basado en casos históricos en Escandinavia. Barton y otros en 1974. Los valores numpericos oscilan entre 0.001 y 1000. Este método se calcula de la siguiente manera.

Q =𝑅𝑄𝐷 𝐽𝑛 + Jr 𝐽𝑎+ Jw 𝑆𝑅𝐹  RQD (Rock Quality Designation)

 Jn: índice de diaclasado (N° de familias de discontinuidades)  Jr: índice de rugosidad de las discontinuidades.

(22)

22

 Ja: índice de alteración de las discontinuidades.  Jw: factor de reducción por presencia de agua  SRF: factor de reducción por tensiones.

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

Jr/Ja: Representa rugosidad y características de resistencia al corte de las diaclasas (paredes y/o relleno)

Jw/SRF: Representa las tensiones activas. Presión de agua y estado tensional para distintos tipos de macizos encontrados durante la excavación.

Observación: No se incluye orientación de discontinuidades. Tabla N° 02-Valoración de Jn

numero de sistemas de fisuras Jn

1. para cruces en tuneles utilizar: (3.0x Jn)

2. para portales usar: (2.0x Jn) Amasivo, sin o con pocas fisuras 05-1.0

B. un sistema de fisura 2

C. un sistema de fisuras + una aislada 3 D. dos sistemas de fisuras 4 E. dos sistemas de fisuras + una aislada.

6

F. tres sistemas de fisuras 9 G. tres sistemas de fisuras + una aislada

12

H. cuatro o mas sistemas de fisuras, fisuración intensa, etc.

15

J. roca triturada, terregal 20

Tabla N° 03-Valoración Jr

3. numero de rugosidad de las fisuras

(23)

23

a. contacto en las paredes. b. contacto en las paredes antes de un cizalleo de 10cm. A. fisuras sin continuidad.

B. rugosas o irregulares, ondulaciones.

C. ondulación suave. D. ondulación pulida.

E. rugosas e irregulares, planas F. lisas y planas G. planar pulido 4 3 2 1.5 1.5 1.0 0.5 1. añadir 1.0 si el espaciamiento medio del sistema de juntas es > a 3m.

2. Jr=0.5 se puede usar para fisuras de fricción planas y que tengan alineamientos con la condición de que estas estén orientadas para la resistencia mínima.

c. sin contacto de roca después de un cizalleo de 10cm. J. zona que contiene minerales arcillosos de espesor suficiente para impedir el contacto de paredes.

H. zona arenosa, de grava o roca triturada de espesor suficiente para impedir el contacto entre paredes. 1.0 (nominal) 1.0 (nominal) Tabla N° 04-Valoración de Ja y Jw

4. numero de alteración de las juntas Ja Ør grados (approx.) 1. los valores de Ør , el ángulo residual, se tiene como guía

a. contacto en las paredes de roca.

A. relleno soldado, duro, inhablandable, impermeable.

0.75

(24)

24

B. paredes inalteradas, solo con manchas en la s paredes (oxidación)

C. paredes ligeramente alteradas con recubrimiento de minerales inhablandables, partículas arenosas, roca triturada sin arcilla. D. recubrimientos limosos o arenoarcillosos, pequeñas partículas de arcilla (inhablandable). E. recubrimientos ablandables o con arcilla de baja fricción (mica o kaolinita). También clorita, talco, yeso y grafito. Pequeñas cantidades de arcillas expansivas

(recubrimientos sin discontinuidad de 1-2mm de espesor o menos) 2.0 3.0 4.0 25-30 20-25 8-16 aproximada a las características mineralógicas de los productos de alteración presentes.

5. factor por reducción por agua en las fisuras

Jw Approx. presión de agua (Kgf/cm2₎ 1. los factores C a F son estimaciones aprox. Aumenta Jw si se instalan drenes..

A. excavación seca o con poca infiltración(<0.5l/min)

B. infiltración mediana con lavado ocasional de los rellenos

C. gran infiltración a presión alta en roca competente con juntas sin relleno. 1.0 0.66 0.5 0.33 <1.0 1.0-2.5 2.5-10.0 2.5-10.0

(25)

25

Tabla N°05-Valoración del SRF

DESCRIPCION VALORES NOTAS

6. factor de reducción d esfuerzos

σc /σ1 σT σ1 SRF

2. para un campo virgen de esfuerzos fuertemente anisótropo (si s e miden cuando 5=< σ1/σ3=<10, reducir σc a 0.8 σc yσt a 0.8 σt. cuando σ1/σ3>10, reducir σc y σt a 0.6 σc y 0.6 σt,. donde: σc: fuerza compresiva no confinada.

σt: Fuerza de tensión (carga

del punto) y σ1 y σ3 son las

fuerzas mayor y menor principales.

3. hay pocos casos reportados donde el techo b. roca competente,

problemas de esfuerzos.

H. esfuerzo bajo, cerca de la superficie.

J. esfuerzo medio.

K. esfuerzo grande, estructura muy cerrada. (Ligeramente favorable para la estabilidad, pero puede ser desfavorable para la estabilidad )

L. desprendimiento moderado de la roca masiva. M. desprendimiento intenso de la roca masiva >200 200.10 10-5 5-2.5 <2.5 >13 13-0.66 0.66-0.33 0.33-0.16 <0.16 2.5 1.0 0.5-2 5-10 10-20

c. roca compresiva, flujo plástico de roca D. gran infiltración a presión alta, lavado importante de los rellenos. E. infiltración o presión excepcionalmente altas con las voladuras.

F. infiltración o presión excepcionalmente altas en todo momento. 0.2-0.1 0.1-0.05 >10 >10 2. los problemas especiales causados por la presencia de hielo so se toman en cuenta.

(26)

26

incompetente bajo la influencia de presiones altas de la roca. N. presiones compresivas moderadas. O. presiones compresivas altas. 5-10 10-20 abajo de la superficie es menor que le ancho del claro. Se sugiere que SRF sea aumentado de 2.5 a 5 para estos casos. (ver H).

d. roca compresiva, acción química expansiva dependiendo de la presencia de agua. P. presiones expansivas moderadas R. presiones expansiva altas. 5-10 10-15

Fuente: Cueva C. (1999) Mecánica de Rocas

En relación al valor del índice Q para la estabilidad y soporte requiere de excavaciones subterráneas, Barton et el (1974), adiciona y define el parámetro De que llamaron la dimensión equivalente de la excavación. Se obtiene de la siguiente manera:

𝐷_𝑒 =claro de la excavación, diámetro o altura (m) cociente de soporte de la excavación ESR

El valor de ESR se relaciona con el uso de la excavación y con el grado de seguridad o soporte que se elija instalado para mantener la estabilidad de la excavación.

(27)

27

Barton (1974) sugiere los siguientes valores:

Tabla N°06-Valoración del ESR

Categoría de la excavación ESR A aberturas temporales de la mina. 3-5 B aberturas de mina permanentes, túneles de agua para la energía hidráulica (excepto las compuertas de alta presión), túneles piloto y derivas para las excavaciones grandes.

1.6

c. cuartos de almacenaje, depuradoras, caminos de menor importancia, túneles ferroviarios y túneles del acceso

1.3

D. centrales eléctricas, carretera principal y túneles ferroviarios, compartimientos de defensa civil, intersecciones puertarias.

1.0

E centrales nucleares subterráneos, ferrocarriles, instalaciones públicas, fábricas.

0.8

De acuerdo con estudios, Bieniawsky (1976) fue el primer autor en sugerir una correlación entre el sistema- RMR y el sistema Q. (9)

(28)

28

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

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El comportamiento esfuerzo-deformación de un cuerpo viene definido por la relación entre los esfuerzos aplicados y las deformaciones producidas, y hace referencia a como se va deformando y como va variando el comportamiento del material rocoso a lo largo de la aplicación de carga o dicho de otro modo como varía la resistencia del material rocoso para determinados niveles de deformación. Las tensiones naturales son aquellas encontradas antes de la excavación o en ausencia de cualquier perturbación causada por la ejecución de una obra de ingeniería, dentro de este grupo se tienen. (6)

1.3.6.1. Tensiones de tipo gravitatorio.

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

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

de la corteza terrestre, es definida como:

σy=yZ

σy: Tensión vertical;

y: Peso específico; Z: Profundidad.

Por otra parte, la tensión horizontal σh, es más difícil de ser determinada, pues depende de la historia geológica del materia y otros factores tales como tectonismo, topografía horizontal, con desplazamientos horizontales nulos, la tensión Horizontal es calculada a través de las relaciones de elasticidad:

Σh= (v/(1-v)) σy

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

(30)

30

Están asociadas al movimiento relaivo de las placas litosféricas y son provenientes de las fuerzas matrices de la tierra. La estimativa de orientación y magnitud de estas tensiones es una tarea de difícil ejecución y depende de informaciones correspondientes a los movimientos tectónicos y actividades sísmicas. (6)

1.3.6.3. Influencia de los esfuerzos.

A medida que la profundidad de minado aumenta (mayor encampane), en general los esfuerzos naturales en toda la masa rocosa también van incrementándose, debido principalmente al peso de la roca sobreyacente o denominada también carga litostática. Cuando se apertura una labor minera en esta masa rocosa, se rompe el campo de esfuerzos naturales y se induce un nuevo estado de esfuerzos en la roca circundante a la excavación. Conforme avanza el minado, los esfuerzos inducidos pueden concentrarse en ciertos lugares de las excavaciones, en otros pueden disiparse. Particularmente en las áreas de concentración de esfuerzos, éstos pueden exceder la resistencia de la roca, generando problemas de inestabilidad en la masa rocosa de las excavaciones, significando problemas potenciales de caída de rocas. (5)

Si los elementos de sostenimiento son instalados mientras exista un contacto íntimo con la roca (caso del concreto rociado, pernos de roca, anclajes), éstos tomarán la deformación de la roca por una atracción de cargas e intercambio en la redistribución de esfuerzos y deformaciones. (8)

1.3.7. Estabilidad del macizo rocoso.

La estabilidad de la roca circundante a una excavación simple como un tajeo, una galería, un crucero, una estación de pique, una rampa, etc, depende de los esfuerzos y de las condiciones estructurales de la masa rocosa detrás de los bordes de la abertura. Las inestabilidades locales son controladas por los cambios locales en los esfuerzos, por la presencia de rasgos estructurales y por la cantidad de daño causado a la masa rocosa por la voladura. En esta escala local, el sostenimiento es

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31

muy importante porque resuelve el problema de la estructura de la masa rocosa y de los esfuerzos, controlando el movimiento y reduciendo la posibilidad de falla en los bordes de la excavación.

El término “sostenimiento” es usado aquí para cubrir los diversos aspectos relacionados con los pernos de roca (de anclaje mecánico, de varillas de fierro corrugado o barras helicoidales ancladas con cemento o con resina, split sets y swellex), cables, malla, cintas de acero (straps), concreto lanzado (shotcrete) simple y con refuerzo de fibras de acero, cimbras de acero, gatas, madera (puntales, paquetes, cuadros y conjuntos de cuadros), relleno y algunas otras técnicas de estabilización de la masa rocosa. Todos estos elementos son utilizados para minimizar las inestabilidades de la roca alrededor de las aberturas mineras.

En masas rocosas masivas o levemente fracturadas con excavaciones bien perfiladas, habrá una mínima necesidad de sostenimiento. En masas rocosas fracturadas o estratificadas con excavaciones bien perfiladas, habrá un incremento en la necesidad de sostenimiento. En masas rocosas intensamente fracturadas y débiles o en zonas de falla o de corte, definitivamente habrá necesidad de planear cuidadosamente el sostenimiento. En condiciones de altos esfuerzos, los cuales inducen fallas en la masa rocosa de las excavaciones, será esencial plantear estrategias especiales de sostenimiento. (5)

1.3.7.1. Pernos de Roca.

Los sistemas de reforzamiento con pernos de roca minimizan las deformaciones inducidas por el peso muerto de la roca aflojada, así como también aquellas inducidas por la redistribución de los esfuerzos en la roca circundante a la excavación. En general, el principio de su funcionamiento es estabilizar los bloques rocosos y/o las deformaciones de la superficie de la excavación, restringiendo los desplazamientos relativos de los bloques de roca adyacentes. En roca masiva o levemente fracturada y en rocas fracturadas, el papel principal de los pernos de roca es el control de la estabilidad de los bloques y cuñas rocosas potencialmente inestables. Esto es lo que se llama también el “efecto cuña”. Cuando los bloques o

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cuñas son aislados solo amerita estabilizarlas con pernos aislados, a esto es lo que se denomina también, sostenimiento aislado o esporádico, de lo contrario lo usual será el sostenimiento sistemático en todo el techo y/o paredes de la excavación, según sea requerido.

1.3.7.1.1. Pernos de anclaje mecánico.

Un perno de anclaje mecánico, consiste en una varilla de acero usualmente de 16 mm de diámetro, dotado en su extremo de un anclaje mecánico de expansión que va al fondo del taladro. Su extremo opuesto puede ser de cabeza forjada o con rosca, en donde va una placa de base que es plana o cóncava y una tuerca, para presionar la roca. Siempre y cuando la varilla no tenga cabeza forjada, se pueden usar varios tipos de placas de acuerdo a las necesidades de instalación requeridas. Este tipo de pernos es relativamente barato. Su acción de reforzamiento de la roca es inmediata después de su instalación. Mediante rotación, se aplica un torque de 135 a 340 MN (100 a 250 lb/pie) a la cabeza del perno, el cual acumula tensión en el perno, creando la interacción en la roca.

Figura N° 02-Perno de Anclaje Mecánico

Fuente: Manual de Geomecánica-Sociendad Nacional de Minería, Petroleo y Energía (2004)

1.3.7.1.2. Pernos de varilla cementados o con resina.

Consiste en una varilla de fierro o acero, con un extremo biselado, que es confinado dentro del taladro por medio de cemento (en cartuchos o inyectados),

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resina (en cartuchos) o resina y cemento. El anclaje entre la varilla y la roca es proporcionado a lo largo de la longitud completa del elemento de refuerzo, por tres mecanismos: adhesión química, fricción y fijación, siendo los dos últimos mecanismos los de mayor importancia, puesto que la eficacia de estos pernos está en función de la adherencia entre el fierro y la roca proporcionada por el cementante, que a su vez cumple una función de protección contra la corrosión, aumentando la vida útil del perno. De acuerdo a esta función, en presencia de agua, particularmente en agua ácida, el agente cementante recomendado será la resina, en condiciones de ausencia de agua será el cemento.

Figura N° 03 - Perno de varilla corrugada.

Los pernos de varilla cementada o con resina son generalmente usados como refuerzo permanente, pero también pueden ser utilizados como refuerzo temporal

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en varias condiciones de roca, desde rocas de buena a mala calidad, constituye el mejor sistema para rocas de muy mala calidad y también para rocas en ambientes de altos esfuerzos. En presencia de discontinuidades abiertas y/o vacías, no es recomendable su uso a menos que la inyección de la pasta de cemento pueda ser chequeada. (5)

1.3.7.1.3. Split Set.

El split set, consiste de un tubo ranurado a lo largo de su longitud, uno de los extremos es ahusado y el otro lleva un anillo soldado para mantener la platina. Al ser introducido el perno a presión dentro de un taladro de menor diámetro, se genera una presión radial a lo largo de toda su longitud contra las paredes del taladro, cerrando parcialmente la ranura durante este proceso. La fricción en el contacto con la superficie del taladro y la superficie externa del tubo ranurado constituye el anclaje, el cual se opondrá al movimiento o separación de la roca circundante al perno, logrando así indirectamente una tensión de carga.

Figura N° 04-Split Set

1.3.7.1.4. Swellex.

También es un perno de anclaje por fricción, pero en este caso la resistencia friccional al deslizamiento se combina con el ajuste, es decir, el mecanismo de

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

El perno swellex está formado por un tubo de diámetro original de 41 mm y puede tener de 0.6 a 12 m de longitud o más (en piezas conectables), el cual es plegado durante su fabricación para crear una unidad de 25 a 28 mm de diámetro. Éste es insertado en un taladro de 32 a 39 mm de diámetro. No se requiere ninguna fuerza de empuje durante su inserción. La varilla es activada por inyección de agua a alta presión (aproximadamente 30 MPa ó 300 bar) al interior del tubo plegado, el cual infla al mismo y lo pone en contacto con las paredes del taladro, adaptándose a las irregularidades de la superficie del taladro, así se consigue el anclaje.

Figura N°-05-Swellex

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

Energía (2004)

1.3.7.1.5. Cables.

Aparte de su fabricación y capacidad de carga, no hay diferencias significativas entre los pernos de varilla cementados y los cables inyectados con pasta de

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cemento. En ellos rigen los mismos principios de funcionamiento, en el caso de los cables hay que adicionar a la acción del refuerzo, la acción de sujeción de los bloques rocosos sueltos, sin embargo, en el caso de pequeños bloques rocosos sueltos, los cables son inefectivos, siendo necesario complementar el sostenimiento con pernos de roca y/o malla y/o concreto lanzado (shotcrete).

Los cables son elementos de reforzamiento, hechos normalmente de alambres de acero trenzados, los cuales son fijados con cemento dentro del taladro en la masa rocosa. El cable comúnmente usado es el denominado “trenzado simple” conformado por 7 alambres, que en conjunto tienen 5/8” de diámetro, con una capacidad de anclaje de 25 Ton. Pueden ser usados en cualquier longitud, en el rango de 5 a 30 m, ya sea en la modalidad de cable simple o doble. Desde luego hay una gran variedad de cables, destacando en la industria minera aparte del indicado, los cables destrenzados y los cables bulbados, para mejorar la adherencia del cable con el cemento.

Figura N° 06-Cables

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La malla metálica principalmente es utilizada para los siguientes tres fines: primero, para prevenir la caída de rocas ubicadas entre los pernos de roca, actuando en este caso como sostenimiento de la superficie de la roca; segundo, para retener los trozos de roca caída desde la superficie ubicada entre los pernos, actuando en este caso como un elemento de seguridad; y tercero, como refuerzo del shotcrete. Existen dos tipos de mallas: la malla eslabonada y la malla electrosoldada.

La malla eslabonada o denominada también malla tejida, consiste de un tejido de alambres, generalmente de # 12/10, con cocadas de 2”x2” ó 4”x4”, construida en material de acero negro que puede ser galvanizada para protegerla de la corrosión. Por la forma del tejido es bastante flexible y resistente. Esta malla no se presta para servir de refuerzo al concreto lanzado, por la dificultad que hay en hacer pasar el concreto por las mallas, no recomendándose para este uso.

Figura N° 07-Malla Eslabonada

La malla electrosoldada consiste en una cuadrícula de alambres soldados en sus intersecciones, generalmente de # 10/08, con cocadas de 4”x4”, construidas en material de acero negro que pueden ser galvanizada. Esta malla es recomendada para su uso como refuerzo del concreto lanzado (shotcrete). La malla viene en rollos

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o en planchas. Los rollos tienen 25 m de longitud x 2.0 m de ancho y las planchas usualmente tienen 3.0 m de longitud x 2.0 m de ancho.

Figura N° 08-Malla Electro Soldada

1.3.7.1.7. Cintas de Acero-Straps.

Estos elementos de sostenimiento usualmente tienen 1.8 m de longitud, 10 cm de ancho y 4 mm de espesor, están provistas de agujeros de 39 mm x 65 mm, para permitir pasar por ellos los pernos de roca a fin de fijarlos sobre la superficie de la roca.

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1.3.7.1.8. Shotcrete

Concreto lanzado (shotcrete) es el nombre genérico del concreto cuyos materiales componentes son: cemento, agregados, agua, aditivos y elementos de refuerzo, los cuales son aplicados neumáticamente y compactados dinámicamente a alta velocidad sobre una superficie.

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

En el proceso de mezcla seca, los componentes del shotcrete seco o ligeramente pre-humedecidos, son alimentados a una tolva con agitación continua. El aire comprimido es introducido a través de un tambor giratorio o caja de alimentación para transportar los materiales en un flujo continuo hacia la manguera de suministro. El agua es adicionado a la mezcla en la boquilla.

En el proceso de mezcla húmeda, los componentes del shotcrete y el agua son mezclados antes de la entrega a una unidad de bombeo de desplazamiento positivo, la cual luego suministra la mezcla hidráulicamente hacia la boquilla, donde es añadido el aire para proyectar el material sobre la superficie rocosa.

El producto final de los procesos de shocrete ya sea seco o húmedo es similar. El sistema de mezcla seca tiende a ser más utilizado en la minería subterránea, debido a que generalmente usa equipos pequeños y compactos, los mismos que pueden ser movilizados en forma relativamente fácil en la mina. El sistema de mezcla húmeda es ideal para aplicaciones de alta producción, como en piques

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profundos o labores de avance de gran longitud y donde los accesos permiten operar al equipo de aplicación de shotcrete sobre una base más o menos continua. Las decisiones para usar procesos de shotcrete seco o húmedo, son usualmente adoptadas para cada sitio en particular.

1.3.7.1.9. Cimbras Metálicas.

Este típico sostenimiento pasivo o soporte es utilizado generalmente para el sostenimiento permanente de labores de avance, en condiciones de masa rocosa intensamente fracturada y/o muy débil, que le confieren calidad mala a muy mala, sometida a condiciones de altos esfuerzos. Para lograr un control efectivo de la estabilidad en tales condiciones de terreno, las cimbras son utilizadas debido a su excelente resistencia mecánica y sus propiedades de deformación, lo cual contrarresta el cierre de la excavación y evita su ruptura prematura. La ventaja es que este sistema continúa proporcionando soporte después que hayan ocurrido deformaciones importantes.

Las cimbras son construidas con perfiles de acero, según los requerimientos de la forma de la sección de la excavación, es decir, en forma de baúl, herradura o incluso circulares, siendo recomendable que éstos sean de alma llena. Hay dos tipos de cimbras, las denominadas “rígidas” y las“deslizantes o fluyentes”. Las primeras usan comúnmente perfiles como la W, H, e I, conformadas por dos o tres segmentos que son unidos por platinas y pernos con tuerca. Las segundas usan perfiles como las V y Ù, conformadas usualmente por tres segmentos que se deslizan entre sí, sujetados y ajustados con uniones de tornillo. (5)

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41

1.3.8. Rumbo:

Como ya se ha mencionado, la definición del rumbo es el ángulo, respecto al norte, que forma la línea de intersección del estrato con un plano horizontal.

La forma más clásica de medir es buscar un plano representativo del estrato y medir con la brújula del geólogo. Lo normal es que esta brújula tiene una tapa que se coloca junto al plano del estrato y que la parte que contiene la brújula se puede colocar horizontalmente

1.3.9. Buzamiento:

El buzamiento es la inclinación que muestra el estrato respecto a un plano horizontal. La manera de medir el buzamiento es la siguiente: Se busca un plano de estrato y se coloca el clinómetro con la parte de arriba o con la parte de abajo, según la situación, paralelo al plano del estrato. Es importante de medir la máxima inclinación, que es la inclinación perpendicular al rumbo. Por esta razón normalmente primero se determina el rumbo. Si uno tiene ayuda y una tabla recta, también se puede colocar la tabla sobre el plano y medir a lo largo de la tabla.

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42 1.3.10. Dip y Dip Direction:

El tipo de notación más fácil y más eficiente. Solo dos números permiten la descripción y definición de cualquier plano. El primer número (ejemplo: 320/...) es la dirección de inclinación (dip direction), el valor azimutal en grados (º) hacia donde el plano se inclina. Un plano con inclinación hacia al norte entonces tiene 0º hacia al este corresponde a 90º; hacia al sur 180º; hacia oeste= 270º. Entonces el primer número (la dirección de inclinación) puede llegar hasta 360º.

El manteo (inclinación) siempre es el ángulo pequeño entre la horizontal y el plano geológico y es perpendicular al dip direction. Nunca puede ser superior de 90º.

Este tipo de notación es fácil y rápido por tener solo dos números. Es muy recomendable usar este tipo de notación. No hay tantos errores a gracias de una definición fácil y única.

1.3.11. Método de elementos finitos:

Un elemento finito es parte de una estructura cuyo comportamiento local reproduce el comportamiento global del problema. El método de los elementos finitos es una forma de obtener una solución numérica a un problema específico. El método de elementos finitos consiste en cortar la estructura en partes (elementos) cuyo comportamiento se describe en forma simplificada. Éstos elementos son reconectados a través de puntos clave (nodos), los nodos y elementos pueden ser varios cientos o miles lo que hace necesario el uso de computadoras para su solución.

Una de las ventajas de este método es su facilidad de implementación en un programa computacional, que a su vez es una condición básica para su utilización ya que para el tratamiento de un problema en particular debe efectuarse un número muy elevado de operaciones para resolver sistemas algebraicos del orden de cientos o miles de ecuaciones. No obstante, esta cantidad no es una limitación con las computadoras estándar de hoy. (9)

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43 1.3.12. Software Dips.

Software que interpreta la información recopilada, mediante el mapeo por línea de detalle y mapeo por celdas. Se encarga de procesar los datos estructurales de las características geomecánicas del macizo rocoso; con ello determinará, sistemas de familias principales, fallas y los representará mediante polos. Un detalle importante es que nos indicará las condiciones (favorables o desfavorables) de la excavación respecto a la o las familias de discontinuidades principales.

1.3.13. Software Phase2.

Software que analiza los cálculos tenso-deformacionales del macizo rocoso, mediante modelos matemáticos (matriciales) como son los elementos de contorno y los elementos finitos. El programa nos representa todas las condiciones geomecánicas del macizo y determina la estabilidad de este, con el manejo de etapas de operatividad y factores de seguridad respectivos.

Las modelaciones mediante el uso del software Phase2, están basadas en el método de loes elementos finitos lo que nos permite tener un alto grado de confiabilidad en los resultados además, nos permite determinar la estabilidad del macizo rocoso, en relación con los abiertos máximos, factores de seguridad respectivos y dimensionamiento del tipo de sostenimiento.

Efectuar la implementación del sostenimiento en una excavación subterránea, tan solo con la experiencia empírica que cuente el personal en esta actividad ocasionaría defectos o sobre dimensionamiento del sostenimiento, hacer uso del phase2 constituye una herramienta informática que permite el mejor conocimiento del comportamiento del material rocoso alrededor de la excavación. (7)

1.4. ENUNCIADO DEL PROBLEMA.

¿Cuál es el sostenimiento adecuado, en labores lineales convencionales en roca tipo II y III presentes en la Unidad Minera San Antonio III-Sánchez Carrión?

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44

1.5. FORMULACIÓN DE LA HIPÓTESIS.

El sostenimiento adecuado, determinado mediante el método empírico y numérico, para roca del tipo II (Granito) en labores lineales son pernos cementados puntuales u ocasionales de 5 pies de longitud y para roca del tipo III (Granito) se requiere pernos cementados de 5 pies de longitud, espaciados sistemáticamente 1.20 m x 1.20 m.

1.6. OBJETIVOS.

1.6.1. Objetivo General:

Determinar el sostenimiento adecuado para las labores lineales convencionales en tipos de roca II y III en la Unidad Minera San Antonio III (Granito), mediante métodos empíricos (RMR, RQD y Q) y numéricos (simulación en software Dips y Phase2).

1.6.2. Objetivos específicos:

 Obtener un modelo geomecánico de las labores de la mina.

 Simular el comportamiento mecánico de los tipos de roca presentes en la unidad, ante una excavación

 Definir las direcciones de las familias de discontinuidades más importantes en la zona.

 Aplicar los métodos empíricos y numéricos de la geomecánica para determinar un tipo de sostenimiento.

(45)

45 CAPITULO II 2. MATERIALES Y METODOS

2.1. Material de Estudio 2.1.1. Universo o Población

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

2.1.2. Muestra.

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

2.1.3. Características del Material de Estudio.

Las labores convencionales lineales en estudio, denominadas según sus tres últimos números de su coordenada norte, son: Labor 730, Labor 790 y Labor 810; los cuales comparten el mismo diseño como:

- Ancho: 2.1 metros - Alto: 2.1 metros

- Longitud: variable de labor en labor (Plano N°1) - Densidad: 2.7 TM/m3

- Tipo de roca: II y III

2.1.4. Equipos e Instrumentos.  Martillo de Geólogo.  Martillo Schmith  Flexómetro.  Brújula.  Protactor.  Computadora Personal.

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46 2.1.5. Software.  Phase 2 5.0  Dips 5.1  Unwedge 3.0  Microsoft Excel 2013  Autocad 2012  Microsoft Word 2013 2.2. Métodos y Procedimientos. 2.2.1. Método.

La metodología para el proceso de desarrollo del proyecto es descrita mediante el flujograma de procesos que se representa a continuación:

FLUJOGRAMA DE LA METODOLOGÍA Etapa 1: inicio

Etapa 2: Recopilación de Datos e Información

Etapa 3: Selección y preparación del equipo, para el mapeo geomecánico de las labores.

Etapa 6: Elección del tipo de sostenimiento según ábacos de RMR y Q.

Etapa 4: determinación de las características de la roca presente en las labores necesarias para la clasificación RMR

Etapa 5: Procesamiento de datos obtenidos, para adquirir clasificación geomecánica según RMR, RQD y Q.

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47 2.2.2. Procedimiento.

Actividades a realizar:

a.- Recopilación de datos e información: dentro de los datos a estudiar tenemos, planos topográficos superficiales y labores subterráneas, datos geológicos, estudios de Over-Coring Realizados en la Zona.

b.- Selección de los instrumentos para mapeo geomecánico, como: brújula, pico de geólogo, flexómetro, lapicero de punta de titanio y tablas geomecánicas.

c.- Mapeo Geomecánico Práctico, identificando las características de la roca presente de las labores lineales abiertas según requerimiento del RMR como: Resistencia a la compresión Uniaxial, RQD (%), espaciamiento, condición de juntas, presencia de agua subterránea, dirección de la abertura y dirección de las principales familias de juntas.

d.- Procesamiento de los datos obtenidos en el mapeo geomecánico, para la valoración y análisis del tipo de roca según RMR y Q de Barton.

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

f.- Elección del tipo de sostenimiento por el método numérico con la ayuda del software Dips, Phase2 y Unwedge (simulación en dichos software).

g.- Contrastación de recomendaciones y elección de los elementos necesarios para la estabilidad de las labores en estudio.

Etapa 7: Simulación de estabilidad en software Dips, Phase2 y Unwedge.

Etapa 8: resultados (Determinar el sostenimiento adecuado.)

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h.- conclusiones: se concluye que el tipo de sostenimiento adecuado para la roca tipo II son pernos cementados puntuales de 5 pie. De longitud y para el tipo III es pernos cementados de 5 pie espaciados sistemáticamente 1.20x1.20 m.

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49 CAPITULO III 3. RESULTADOS Y DISCUCIONES

3.1. RESULTADOS.

3.1.1. Mapeo Geomecánico Práctico, Obtención de Valoración RMR y Q y obtención de recomendación según ábaco de Q de Barton.

Para el mapeo geomecánico, se procedió de la siguiente manera: En cada labor, se identificó dominios estructurales más resaltantes y usando los siguientes equipos.

 Brújula: para determinar la orientación de las discontinuidades (Buzamiento y dirección de buzamiento)

 Flexómetro: para determinar el espaciamiento entre fracturas, persistencia y longitud de cada dominio estructural.

 Martillo Schmith: Se tomaron 10 datos (rebotes) por cada dominio estructural y luego con los ábacos, propios del martillo Schmith, se determinó la resistencia a la compresión para cada dominio.

 Martillo de Geólogo: para golpear la roca y determinar con cuantos golpes se rompe la roca y correlacionar para la valoración RMR.

Se valoraron las características de la roca presente de las labores lineales abiertas según requerimiento del RMR como: Resistencia a la compresión Uniaxial, RQD (%), espaciamiento, condición de juntas, presencia de agua subterránea, dirección de la abertura y dirección de las principales familias de juntas.

Posteriormente se ha procesado los resultados, obteniendo valores de RMR y Q para cada dominio estructural presente en cada labor, para luego obtener la recomendación según el ábaco de Q de Barton para el sostenimiento; así como Spam máximo y mínimo y sus respectivos tiempos de autosoporte.

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

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

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

Los resultados de cada labor se muestran a continuación:

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

DISEÑO DE SOSTENIMIENTO EN LABORES MINERAS SUBTERRANEAS

PERNO DE 1.0 X 1.0 m CON MAL LA PERNO DE 1.2 X 1.2 m RECOMENDABLE EXCAVACION NO CIMBRA a 1.0m o CUADRO A 1. 0m PERNO DE 1.0 X 1.0 m y SH(f ) (15 cm) O CIMBRA a 1.5m o C UADRO a 1.5 m PERNO DE 1.0 X 1.0 m y SH(f ) (10 cm) ESR ____ LUZ T/MP RMR= Q= 0.01 8 5 2 1 =3.0(Lab. Temp.) FIBRA DE REFUERZO SH(f) = SHOTCRETE CON =2.0(Lab. Vert.) ESR=1.6(Lab. Perm.) 15 F/P F/MP

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

IF/MP T/P MF/MP IF/P SPM MF/P IF/R MF/R IF/B

(RELACIONES EMPIRICAS APROX.)

PERNO DE 1.0 X 1.0 m y SH(f ) (5 c m) PERNO DE 1.0 X 1.0 m Y SH(5 cm)

Indice GSI = RMR (seco) -5 Indice RMR = 9 LnQ + 44 Indice Q = RQD/Jn * Jr/Ja * Jw/SRF 0.1 25 1 45 LF/P LF/R F/B F/R MF/B M/R LF/B PERNO OCACIONAL SIN SOPORTE O labor mayor de 5.5m = 3.0m labor entre 4.5m y 5.5m =2.4m labor entre 3.5m y 4.5m =1.8m labor entre 2.5m y 3.5m =1.5m labor menor 2.5 m= 1.2m LONGITUD DE PERNOS PERNO DE 1.5 X 1.5 m 10 65 100 85

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52

Tabla N° 7 – Familia de Fracturas Labor 730

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

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

Descripción Distancia Observaciones

dip 25 dip direction 142 dip 76 dip direction 350 dip 36 dip direction 95 dip 89 dip direction 183 dip 83 dip direction 245 dip 24 dip direction 55 dip 85 dip direction 232 dip 76 dip direction 305 dip 14 dip direction 91 Fam. 2 Parámetros fractura 1 18 m. Fam. 1 dom3 dom3 dom4 dom4 dom4 dom6 Fam. 2 dom6 Fam. 1 Fam. 1 Fam. 2 Fam. 3 Fam. 3 dom6 DOM 1: 0-19 m. R.COMPRE.UNIAX (Mpa) 12 Disc/mt lineal 25 RQD (%) 18.4 % ₃ 5 PERSISTENCIA ₄ APERTURA 6 RUGOSIDAD 3 RELLENO 4 INTEMPERIZACION. 5 15 -5

PARAMETRO VALOR SEGÚN RMR OBSERVACIONES

ESPACIAMIENTO (m)

CONDICION DE JUNTAS

AGUA SUBTERRANEA

(53)

53

3.1.2.1.2. Dominio 2 ( Ver Plano 1, de ubicación)

RMR 52

Clasifiación III A

Q 2.43

Máximo abierto 2.28

Span max (m.) 11

Tiempo Auto soporte (Hr) 55

Span min (m.) 2.5

Tiempo Auto soporte (Hr) 1000 Perno de 1.2x1.2m. De espaciamiento y 1.2 m de long. Sost. Recomendado DOM 2: 19-29 m. R.COMPRE.UNIAX (Mpa) 12 Disc/mt lineal 27 RQD (%) 11.04 Mpa 3 5 PERSISTENCIA 2 APERTURA 6 RUGOSIDAD 3 RELLENO 4 INTEMPERIZACION. 5 15 -2

PARAMETRO VALOR SEGÚN RMR

ESPACIAMIENTO (m) OBSERVACIONES CONDICION DE JUNTAS AGUA SUBTERRANEA

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54

3.1.2.1.3. Dominio 3 ( Ver Plano 1, de ubicación)

RMR 53

Clasifiación III A

Q 2.72

Máximo abierto 2.39

Span max (m.) 9

Span min (m.) 2

Tiempo Auto soporte (Hr) 35 Sost. Recomendado Perno de 1.2x1.2m. De espaciamiento y 1.2 m de long. RMR 58 Clasifiación III A Q 4.74 Máximo abierto 2.98 Span max (m.) 16

Span min (m.) 2.9

Tiempo Auto soporte (Hr) 5000 Sost. Recomendado _Pernos

puntuales DOM 3: 29-… R.COMPRE.UNIAX (Mpa) 12 Disc/mt lineal 10 RQD (%) 73.6 Mpa 13 8 PERSISTENCIA 2 APERTURA 1 RUGOSIDAD 3 RELLENO 1 INTEMPERIZACION. 5 15 -2 VALOR SEGÚN RMR OBSERVACIONES ESPACIAMIENTO (m) PARAMETRO CONDICION DE JUNTAS AGUA SUBTERRANEA

(55)

55

Indice GSI = RMR (seco) -5 Indice RMR = 9 LnQ + 44 Indice Q = RQD/Jn * Jr/Ja * Jw/SRF 0.1 25 1 45 LF/P LF/R F/B F/R MF/B M/R LF/B PERNO OCACIONAL SIN SOPORTE O labor mayor de 5.5m = 3.0m labor entre 4.5m y 5.5m =2.4m labor entre 3.5m y 4.5m =1.8m labor entre 2.5m y 3.5m =1.5m labor menor 2.5 m= 1.2m LONGITUD DE PERNOS PERNO DE 1.5 X 1.5 m 10 65 100 85

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

Indice GSI = RMR (seco) -5 Indice RMR = 9 LnQ + 44 Indice Q = RQD/Jn * Jr/Ja * Jw/SRF 0.1 25 1 45 LF/P LF/R F/B F/R MF/B M/R LF/B PERNO OCACIONAL SIN SOPORTE O labor mayor de 5.5m = 3.0m labor entre 4.5m y 5.5m =2.4m labor entre 3.5m y 4.5m =1.8m labor entre 2.5m y 3.5m =1.5m labor menor 2.5 m= 1.2m LONGITUD DE PERNOS PERNO DE 1.5 X 1.5 m 10 65 100 85 Dom 1 y 2 Dom 3 RMR=58 RMR=53