GEOMECANICA APLICADA A SOSTENIMIENTO DE LABORES MINERAS

Ing. Jorge Ramirez Seminario

INTRODUCCIONTIPOS DE EXCACIONES SUBTERRANEAS

• Túneles (Hidráulicos, Carreteros, etc)

• Mineras (Galerías, Echaderos, etc)

FORMAS DE LAS EXCAVACIONES MINERAS

TIPOS DE ROCALa roca es un conjunto de sustancias minerales que formando masas, constituye gran parte de la corteza.Según su origen, las rocas pueden ser:Rocas ígneas, son aquellas que han sido formadas por la consolidación del magma.Rocas sedimentarias, formadas por la deposición de sedimentos.Rocas metamórficas, formadas por procesos de altas presiones y temperaturas.

La roca difiere de la mayoría de otros materiales utilizados en la ingeniería. Ésta tiene discontinuidades (fracturas) de diferentes tipos, que hacen que su estructura sea discontinua. Además, debido a los procesos geológicos que la han afectado entre el tiempo de su formación y la condición en la cual la encontramos en la actualidad, presenta heterogeneidades y propiedades variables. Todas estas características requieren ser evaluadas en forma permanente durante el laboreo minero.

CONCEPTO DE ROCA INTACTA Y MASA

ROCOSA

MECANICA DE ROCAS

“CIENCIA TEORICA Y APLICADA DEL COMPORTAMIENTO MECANICO DE LA ROCA Y DE LOS MACIZOS ROCOSOS; ESTO ES, AQUELLA RAMA DE LA MECANICA QUE TRATA CON LA RESPUESTA DE LA ROCA Y DE LOS MACIZOS ROCOSOS AL CAMPO DE FUERZAS DE SU ENTORNO FISICO”

DEFINICION

Ref.: U.S. National Comitte on Rock Mechanics - 1974

MECANICA DE ROCAS

SU APLICACION PRACTICA EFECTIVA DEMANDA

CONOCIMIENTOS EN DSTINTAS DISCIPLINAS GEOLOGICAS, TALES COMO:

GEOLOGIA ESTRUCTURALHIDROGEOLOGIAGEOFISICAMECANICA DE SUELOS

TODO ESTO EN CONJUNTO ES LO QUE SE DENOMINA:

GEOMECANICA

GEOMECANICA EN MINERIA SUBTERRANEA

• TRADICIONALMENTE HA SIDO CONSIDERADA COMO UN ASUNTO LIGADO PRIMORDIALMENTE A LA SEGURIDAD.

• ACTUALMENTE, ADEMAS DE LA SEGURIDAD, HAY UN RECONOCIMIENTO CRECIENTE SOBRE SU IMPACTO EN LOS ASPECTOS ECONOMICOS DE LAS OPERACIONES MINERAS.

POR ESTAS RAZONES ESTA HABIENDO IMPORTANTES

PROGRESOS EN INTEGRAR ESTA HERRAMIENTA TECNOLOGICA

DENTRO DEL PROCESO COTIDIANO DE TOMA DE DECISIONES.

SEGURIDAD Y ECONOMIA

GEOMECANICA Y SEGURIDAD

• REDUCCION EN EL NUMERO Y FRECUENCIA DE CAIDAS DE ROCA.

• EVITAR O MINIMIZAR LOS DAÑOS AL PERSONAL Y A LOS EQUIPOS.

GEOMECANICA Y ECONOMIA

• REDUCCION EN LOS COSTOS DE REHABILITACION DE AREAS INESTABLES.

• AHORRO POTENCIAL POR LA NO INTERUPCION DE LA PRODUCCION A CAUSA DE PROBLEMAS DE INESTABILIDAD.

• GANANCIA EN LA PRODUCCION POR LA DEDICACION DEL PERSONAL A ESTA TAREA EN LUGAR DE DEDICARSE A LA REHABILITACION DE AREAS INESTABLES.

• MAYOR RECUPERACION DEL MINERAL POR ADECUADOS DISEÑOS GEOMECANICOS.

• REDUCCION DE COSTOS POR EL MINADO MASIVO DE GRANDES ABERTURAS .

• AHORRO EN EL CONSUMO DE CEMENTO DE LOS RELLENOS CEMEN- TADOS.

ROCA INTACTA Roca sin fracturas continuas.• Caracterización Físico Mecánica.– Densidad– Peso especifico– Porosidad y permeabilidad– Resistencia a la compresión.– Resistencia al corte.– Cohesión y Angulo de fricción– Modulo de deformación– Modulo de Poisson

p

Esfuerzo normal n

Resistencia cohesiva Cp

= Cp + n tan

máximo

Esfu

erz

o d

e

cort

e

ppC tan

• Métodos de Caracterización.

– Medición directa de propiedades fundamentales

– Ensayos índices

Es el medio in-situ que contiene diferentes tipos de discontinuidades como diaclasas, estratos, fallas y otros rasgos estructurales.

Dependiendo de cómo se presenten estas discontinuidades o rasgos estructurales dentro de la masa rocosa, ésta tendrá un determinado comportamiento frente a las operaciones de minado.

MASA ROCOSA

Los principales tipos de discontinuidades presentes en la masa rocosa son:Planos de estratificación, dividen en capas o estratos a las rocas sedimentarias.

Fallas, son fracturas que han tenido desplazamiento. Éstas son estructuras menores cuando se presentan en áreas locales de la mina o estructuras muy importantes que pueden atravesar toda la mina.

DISCONTINUIDADES DE LA MASA ROCOSA

Diaclasas, también llamadas juntas, son fracturas que no poseen desplazamiento y las que comúnmente se presentan en la masa rocosa.

Zonas de corte, son bandas de material que pueden ser de varios metros de espesor, en donde ha ocurrido fallamiento de la roca.

Contactos litológicos, que comúnmente forman, por ejemplo, la caja techo y caja piso de una veta.

Planos de foliación o esquistosidad, se forman entre las capas de las rocas metamórficas dando la apariencia de hojas o láminas.

CARACTERISTICAS DE LAS DISCONTINUIDADES

Orientación, es la posición de la discontinuidad en el espacio y comúnmente es descrito por su rumbo y buzamiento. Cuando un grupo de discontinuidades se presentan con similar orientación o en otras palabras son aproximadamente paralelas, se dice que éstas forman un “sistema” o una “familia” de discontinuidades.Espaciado, es la distancia perpendicular entre discontinuidades adyacentes. Éste determina el tamaño de los bloques de roca intacta. Cuanto menos espaciado tengan, los bloques serán más pequeños y cuanto más espaciado tengan, los bloques serán más grandes.

Persistencia, es la extensión en área o tamaño de una discontinuidad. Cuanto menor sea la persistencia, la masa rocosa será más estable y cuanto mayor sea ésta, será menos estable.

Rugosidad, es la aspereza o irregularidad de la superficie de la discontinuidad. Cuanto menor rugosidad tenga una discontinuidad, la masa rocosa será menos competente y cuanto mayor sea ésta, la masa rocosa será más competente.

Apertura, es la separación entre las paredes rocosas de una discontinuidad o el grado de abertura que ésta presenta. A menor apertura, las condiciones de la masa rocosa serán mejores y a mayor apertura, las condiciones serán más desfavorables.

Relleno, son los materiales que se encuentran dentro de la discontinuidad. Cuando los materiales son suaves, la masa rocosa es menos competente y cuando éstos son más duros, ésta es más competente.

Antecedentes sobre clasificaciones de la masa rocosa en ingeniería

Ritter (1879): Primer intento de formalizar un enfoque empírico para el diseño de túneles, en particular para determinar los requerimientos de sostenimiento. Terzaghi (1956): Primera referencia sobre el uso de una clasificación de la masa rocosa para el diseño del sostenimiento de túneles, con cimbras.  Lauffer (1958): Clasificación que involucra el tiempo de autosostenimiento para túneles. Deere et al. (1964): Indice RQD (Designación de la Calidad de la Roca), para proveer un estimado cuantitativo de la calidad de la masa rocosa, a partir de los testigos de la perforación diamantina. 

Wickham et al.(1972): Método cuantitativo para describir la calidad de una masa rocosa y para seleccionar el sostenimiento, en base a la Valoración de la Estructura Rocosa (RSR - Rock Structure Rating). Primer sistema que hace referencia al shotcrete.y que actualmente forma parte de la propuesta general de tunelería conocida como NATM. Barton et.al. (1974): Índice de Calidad Tunelera (Q) para la determinación de las características de la masa rocosa y de los requerimientos de sostenimiento de túneles. Bieniawski (1973): Clasificación Geomecánica o Valoración de la Masa Rocosa RMR (Rock Mass Rating), refinado sucesivamente en varias oportunidades, última versión 1989. Aplicable a la estimación del sostenimiento, al tiempo de austosostenimiento y los parámetros de resistencia de la masa rocosa.

Laubscher et.al. (1977): RMR de Bieniawski modificada para la minería MRMR (Mining Rock Mass Rating), última versión 1990. Aplicable a la estimación del sostenimiento y los parámetros de los métodos de minado por hundimiento, principalmente.

Hoek et.al. (1994): Índice de Resistencia Geológica GSI (Geological Strength Index), para clasificar a la masa rocosa, estimar la resistencia de la masa rocosa y el sostenimiento. Ultima versión 1998.  

Palmstron (1995): Índice del Macizo Rocoso RMi (Rock Mass Index). Sistema para caracterizar la masa rocosa y para aplicaciones en el sostenimiento, excavación TBM, voladura y fragmentación de rocas.

Para conocer la masa rocosa, hay necesidad de observar en el techo y las paredes de las labores mineras, las diferentes propiedades de las discontinuidades, para lo cual se debe primero lavar el techo y las paredes. A partir de estas observaciones se podrán sacar conclusiones sobre las condicionesgeomecánicas de la masa rocosa.

Debido a la variación de las características de la masa rocosa, el supervisor deberá Realizar en forma permanente una evaluación de las condiciones geomecánicas, conforme avanzan las labores, tanto en desarrollo como en explotación.

CARACTERIZACION DE LA MASA ROCOSA

Calculo del RQD en Testigos Diamantinos

RQD = Trozos 100 mm Longitud tramo

Calculo del RQD en labores mineras

RQD = 115 - 3.3 x Jv

Donde: Jv : de fracturas en 1 m3

Ejercicio:En el grafico adjunto determinar el RQD de la roca.

Jv = 07RQD = 115 – 3.3X07 = 92

NUMERO DE SISTEMAS DE FRACTURAS

Se toman datos en el macizo rocoso con líneas de detalle, el análisis se realiza con el programa Dips

ESFUERZOS EN LABORES MINERAS

• Son los esfuerzos que se ubican alrededor de las labores mineras y afectan su estabilidad, en mayor o menor grado.

• Para determinarlas, primero se debe de determinar los esfuerzos In-situ.

Los esfuerzos In-Situ dependen de:• Las condiciones de carga de la masa

rocosa.

= *z

Donde: Esfuerzo in Situ

Densidad de la roca

z Profundidad

• Los esfuerzos definidos por su historia geológica (Tectónismo, intrusión, Esfuerzos Residuales, etc.)

Relación entre Esfuerzos Verticales y Horizontales

METODOS PARA DETERMINAR LOS

ESFUERZOS IN-SITU

• USBM Deformation Gage

• Flatjack (Gata Plana)

• CSIRO Hollow Inclusion

• Calculo con fracturamiento hidráulico

SOSTENIMIENTO DE LABORES MINERAS

IMPORTANCIA DE UN BUEN DISEÑO DE SOSTENIMIENTO

Las ventajas de un buen diseño de sostenimiento son las siguientes:

• Buen control de la caída de rocas (responsable del 40% de incidentes en minas subterráneas).

• Evitar un sobre-costo en sostenimiento, debido a que se sostienen áreas que no lo requieren, o que se sostiene por exceso.

ANTES

DURANTE

DESPUES

IMPORTANCIA DE UNA BUENA EXCAVACION DEL

MACIZO ROCOSO

Una voladura es importante porque:

•No daña más allá del perímetro de la excavación deseada.

•No origina una fragmentación inadecuada, con bloques grandes que difícilmente se podrían manipular.

•No forma contornos irregulares en la excavación, las cuales estarían propensas al fallamiento y caída de rocas.

METODOS DE DISEÑO DE SOSTENIMIENTO DE LABORES MINERAS

• Métodos Empíricos

• Métodos usando las Clasificaciones Geomecánicas

• Métodos numéricos.

De estos tres describiremos los dos primeros y con mucho mas detalle el segundo, por ser el mas difundido y sencillo.

METODOS EMPIRICOSEste se basa en la experiencia y observación de cada trabajador, el cual le permite definir el tipo se sostenimiento que requiere una labor.

METODOS USANDO LAS CLASIFICACIONES GEOMECANICAS

Las clasificaciones mas utilizadas son:

• Clasificación Rock Mass Rating de Bieniawski (RMR)

• Indice de calidad de túneles de Barton (Q)

• Indice Geologycal Strength Index (GSI)

Conocido como el índice CSIR, creado por Bieniawski. Esta clasificación tiene varias tablas modificadas en diferentes años: en 1976, en 1984, y en 1989, en estas tablas han sido modificados las valoraciones que se les daba a cada parámetro.

INDICE RMR (Rock Mass Rating)

A. PARAMETROS DE CLASIFICACION Y SUS INDICES

Parámetros Rango de valores

Carga puntual

>10 MPa

4-10 MPa

2-4 MPa

1-2 MPa

Se requiere pruebas de compr. uniaxial.

Resistencia de la roca intacta

Resist. Comp. Uniax.

> 250 MPa

100 - 250 MPa

50 - 100 MPa

25 - 50 MPa

5 - 25 MPa

1 - 5 MPa

< 1 MPa

1

Indice 15 12 7 4 2 1 0

Calidad de testigo perfor. Diamantina

90 – 100 % 75 – 90 % 50 – 75 % 25 – 50 % < 25 % 2

Indice 20 17 13 8 3

Espaciamiento de discontinuidades

> 2 m 0.6 – 2 m 200 - 600 mm 60 - 200 mm < 60 mm 3

Indice 20 15 10 8 5

Condición de discontinuidades. (Ver Tabla E)

Superficies muy rugosas. No continuas. Sin separación. Paredes de roca inalteradas

Superficies ligeramente rugosas. Separación < 1 mm. Paredes de roca ligeramente alteradas

Superficies ligeramente rugosas. Separación < 1 mm. Paredes de roca altamente alteradas

Superficies de espejo de falla o gouge < 5 mm de espesor o separación 1 – 5 mm. Continua

Suave gouge > 5 mm de espesor o separación > 5 mm. Continua.

4

Indice 30 25 20 10 0

Flujo para 10 m de túnel (l/ m)

Ninguno < 10 10 - 25 25 - 125 > 125

Presión de agua en la discontinuidades/ esfuerzo principal mayor

0 < 0.1 0.1 – 0.2 0.2 – 0.5 >0.5

Condiciones generales Completamente seco Semi seco húmedo goteo flujo

5

Indice 15 10 7 4 0

B. AJUSTE DE INDICES POR ORIENTACION DE DISCONTINUIDADES

Orientación strike y dip Muy favorable Favorable Regular Desfavorable Muy desfavorable

Túneles y minas 0 - 2 - 5 - 10 - 12

Cimientos 0 - 2 - 7 - 15 - 25

Indice

Indice 0 - 5 - 25 - 50 - 60

C. TIPOS DE MASA ROCOSA DETERMINADAS A PARTIR DEL INDICE TOTAL

Indice 100 - 81 80 - 61 60 - 41 40 - 21 < 21

Número de clase I II III IV V

Descripción Roca muy buena Roca buena Roca regular Roca pobre Roca muy pobre

D. SIGNIFICADO DE LOS TIPOS DE MASA ROCOSA

Número de clase I II III IV V

Promedio de tiempo sin sostenimiento

20 años para 15 m de abertura

1 año para 10 m de abertura

1 semana para 5 m de abertura

10 horas para 2.5 m de abertura

30 minutos para 1 m de abertura

Cohesión de la masa rocosa (Kpa)

> 400 300 - 400 200 - 300 100 - 200 < 100

Angulo de fricción de la masa rocosa (deg)

> 45 35 - 45 25 - 35 15 - 25 < 15

E. REGLAS PARA LA CLASIFICACION DE DISCONTINUIDADES (Condición)

Persistencia (longitud) Indice

< 1 m 6

1 – 3 m 4

3 – 10 m 2

10 – 20 m 1

> 20 m 0

Separación (apertura) Indice

Ninguno 6

< 0.1 mm 5

0.1 – 1.0 mm 4

1 – 5 mm 1

> 5 mm 0

Rugosidad Indice

Muy rugoso 6

Rugoso 5

Ligeramente rugoso 3

Liso 1

Espejo de falla 0

Relleno (gouge) Indice

Ninguno 6

Relleno duro <5 mm 4

Relleno duro >5 mm 2

Relleno suave <5 mm 2

Relleno suave >5 mm 0

Alteración Indice

Inalterado 6

Ligeramente alterado 5

Moderad. Alterado 3

Altamente alterado 1

Descompuesto 0

E. EFECTO DEL RUMBO Y BUZAMIENTO DE LAS DISCONTINUIDADES EN LA EJECUCION DE TUNELES

Rumbo perpendicular al eje del túnel Rumbo paralelo al eje del túnel Orientación independiente del rumbo

Avance con el buzamiento Avance contra el

buzamiento

Dip 45°-90° Dip 20°-45° Dip 45°-90° Dip 20°-45° Dip 45°-90° Dip 20°-45° Dip 0°-20°

Muy favorable Favorable Regular Desfavorable Muy desfavorable Regular Regular

REGLAS PARA LA EXCAVACION Y SOSTENIMIENTO DE TUNELES DE 10 m. DE ANCHO BAJO EL SISTEMA R.M.R.

Tipo de masa rocosa Excavación Pernos de Roca Concreto Lanzado Steel sets

I.Roca muy buena R.M.R.: 81 - 100

Todo el frente 3m. De avance

Generalmente no requiere sostenimiento excepto empernado esporádico

II. Roca buena R.M.R.: 61 – 80

Todo el frente 1-1.5 m de avance. Completo sostenimiento 20 m

detrás del frente

Locales. Pernos de 3m de longitud. Con espaciamiento de 2.5 m y malla soldada

ocasional

50 mm en el techo y donde se requiera Ninguno

III. Roca Regular R.M.R.: 41 - 60

Corte piloto y banqueo con 1.5 a 3 m de avance en el corte piloto. El sostenimiento se instala después

de cada voladura. Completo sostenimiento de los 10 m hasta el

frente.

Pernos sistemáticos de 4 m de longitud, espaciados 1.5-2 m en el techo y las

paredes con malla soldada en el techo.

50-100 mm en el techo y 30 mm en los lados

Ninguno

IV. Roca Pobre R.M.R.: 21 - 40

Corte piloto y banqueo. 1.0 a 1.5 m de avance en el corte piloto. El

sostenimiento debe instalarse juntamente con la ejecución de la

excavación

Pernos sistemáticos de 4-5 m de longitud, espaciados 1-1.5 m en el techo y las

paredes con malla soldada.

100-150 mm en el techo y 100 mm en los lados

Aceros ligeros a medios

espaciados 1.5 m colocados donde

se requiera.

V. Roca muy pobre R.M.R.: < 20

Multiples cortes. 0.5 – 1.5 m de avance en el corte piloto. El

sostenimiento se instala juntamente con la ejecución de la excavación. El concreto lanzado se debe colocar tan pronto como

sea posible

Pernos sistemáticos espaciados 1-1.5 m en el techo y las paredes con malla

soldada

150-200 mm en el techo, 150 mm en los lados y 50 mm en el frente

Acero medio a duro espaciados a 0.75 m con aceros termo

aislados y anticorrosivos.

INDICE Q: (Calidad para Túneles)

Creado por Barton, Lien y Lunde. Sirve para determinar la calidad del macizo en túneles. Esta basado en la siguiente expresión:

Donde:RQD= Indice según la valuación de Deere. Jn = Indice según el número de sistemas de fracturas. Jr = Indice según la rugosidad de la superficie de las fracturas. Ja = Indice según la alteración en la superficie de las fracturas o su relleno. Jw = Coeficiente reductor por presencia de agua.SRF= (Stress reduction factor) coeficiente dependiente del estado tensional del macizo rocoso.

SRF

Jw

Ja

Jr

Jn

RQDQ

Representa el tamaño del bloque.

Representa la resistencia al corte entre bloques

Representa la influencia del estado tensional

SRF

Jw

Ja

Jr

Jn

RQD

Asociados éstos parámetros en grupo, obtenemos que:

CLASIFICACION DE LAS MASAS ROCOSAS PARA ESTIMAR EL ESFUERZO EN EXCAVACIONES SUBTERRANEAS

DESCRIPCION

VALOR

NOTAS

1. Indice de Calidad de Roca

A. Muy Mala B. Mala C. Regular D. Buena E. Excelente

RQD

0-25 25-50 50-75 75-90

90-100

1. Estimar el RQD con 5% de aprox. 2. Si RQD <= que 10, emplear un

valor nominal de 10.

2. NÚMERO DE SISTEMAS DE FISURAS

A. Masivos, sin o con pocas fisuras B. Un sistema de diaclasas. C. Un sistema principal más uno

secundario D. Dos sistemas de diaclasas E. Dos sistemas principales mas uno

secundario F. Tres sistemas de diaclasas. G. Tres sistemas principales más uno

secundario. H. Cuatro sistemas de diaclasas

(roca muy fracturada) I. Roca Triturada (terrosa).

Jn

0.5-1.0

2 3

4 6

9 12

15

20

1. Para intersecciones de túneles utilizar (3 X Jn).

2. Para portales utilizar (2 X Jn).

3. NUMERO DE LA RUGOSIDAD DE LAS

FISURAS

A) Contacto entre las superficies de las discontinuidades con desplazamientos cizalla inferiores a los 18 Cm.

A) Diaclasas discontinuas B) Rugosas o irregulares,

corrugadas. C) Suaves, corrugación suave. D) Lustrosas o superficie de fricción

ondulado. E) Rugosas o irregulares pero

planas. F) Lisas y planares G) Lustrosas y planares

B) Sin contacto de roca después de un cizalleo de 10 Cm.

Jr

4

3

2 1.5

1.5

1.0 0.5

1. Añadir 1.0 si el espaciamiento medio de dos sistemas de diaclasas es mayor de 3 m.

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

DESCRIPCION

VALOR

NOTAS

H. Zona conteniendo arcilla en

cantidad suficiente como para impedir el contacto entre las superficies que limitan las discontinuidad.

J. Zona de material arenoso en

cantidad suficiente como para impedir el contacto entre las superficies que limitan la discontinuidad.

1

1

1. NÚMERO DE ALTERACION DE LAS

JUNTAS

A) Contacto en las paredes de la

roca. A. Rellenas con material compacto,

impermeable, duro e inablandable.

B. Superficies inalteradas, ligeras manchas de oxidación.

C. Superficie ligeramente alteradas, cubiertas con material granular no arcilloso producto de la trituración de la roca.

D. Capas superficiales de material linoso o arcilloso-arenoso con una pequeña fracción cohesiva.

E. Capas superficiales de arcilla (caolinita, mica, clorita, etc.) Pequeñas cantidades de arcilla expansiva en capas de 1-2 mm de espesor.

B) Contacto en las paredes antes de un cizalleo de 10 cm.

F. Relleno granular no cohesivo. Roca desintegrada libre de particulas arcillosas.

G. Rellenos de minerales arcillosos muy consolidados e inablandables, contínuos con espesores de hasta 5 mm.

H. Relleno contínuo de hasta 5 mm de espesor de material arcilloso con grande medio o bajo de consolidación.

Ja

0.75

1.0 (25-35)

2.0 (25-38)

3.0 (20-25)

4.0

(8-16)

4.0 (25-30)

6.0

(16-24)

8.0 (8-16)

1. Los valores de Ør son aprox. 2. Los valores de Ør, en paréntesis, el

ángulo de fricción residual, se indican como guía aproximada de las propiedades mineralógicas de los productos de alteración si es que están presentes.

DESCRIPCION

VALOR

NOTAS

I. Relleno contínuo de arcillas

expansivas (montrorillonita) de hasta 5 mm de espesor. El valor de Ja dpenderá del procentaje de expansión del tamaño de partículas arcillosas la accesibilidad de agua etc.

A) Sin contacto de las paredes después del cizacelleo.

J,K,L.-Zonas y capas de arcilla de

gradas o trituradas (ver G,H,I para condiciones de arcilla).

M. Zonas de arcilla linosa o arenosa

pequeñas fracciones de arcilla. N,O,P. Zona o capas gruesas de racilla

G,H,I para las condiciones de arcilla.

8.0-12.0 (6 -12)

6.0, 8.0 8.0-12.0 (6 -24)

5.0

10.0-13.0 13.0-20.0

(6 -24)

1. FACTOR DE REDUCCION POR AGUA EN LAS DIACLASAS. A. Secas o flujos bajos (< 5 1t/min). B. Flujos o presiones medias que

ocasiona erosión del material de relleno.

C. Flujos o presiones altas en roca competente sin relleno.

D. Flujos o presiones altas con erosión considerable del material de relleno.

E. Flujos o presiones excepcionalmente altas luego del disparo, disminuyendo con el tiempo.

F. Flujos o presiones excepcionalmente altas sin que ocurra disminución con el tiempo.

Jw

1.0 0.66

0.50

0.33

0.2 –0.1

0.1 –0.05

Pres. Aprox. Del agua (Kgf / cm)

1.0 1.0- 2.5

1.5 – 10.0

10

10

1. Los factores de C a F

son estimaciones - aproximadas. Aumenta Jw al instalar drenes.

2. Los problemas especiales causados por presencia del hielo no se toman en consideración.

2. FACTOR DE REDUCCION DE ESFUERSOS

a) Zonas de debilidad que interceptan la excavación y que pueden ser la causa de que el macizo se desestabilice cuando se construye el túnel.

SRF

DESCRIPCION

VALOR

NOTAS

10

5.0

2.5

7.5

5.0

2.5

5.0

1. Redúzcanse estos valores SRF de 25

50% si las zonas de fracturan solo interceptan pero no cruzan la excavación.

2. Para un campo virgen de esfuerzos fuertemente anisotrópico (si se mide). Cuando 5 ( G1/G3 ( 10. Redúzcase Gc y Gt a 0.6Gc, y 0.6Gt, donde Gc fuerza comprensiva no cofinada, Gt Fuerza de tensión y G1 y G3 son las fuerzas mayores y menores principales.

3. Hay pocos casos reportados donde el techo debajo de la superficie sea menor que el ancho del claro. Se sugiere que el SRF sea aumentado de 2.5 a 5 para estos casos (ver H).

Gc Gt/G1 SRF

A. Muchas zonas débiles con arcilla o

roca con evidencias de desintegración química. Roca circundante muy suelta. Cualquier profundidad.

B. Zona débil aislada con arcilla o roca desintegrada. Profundidad < de 50 m.

C. Zona débil aislada con arcilla o roca desintegrada. Profundidad > de 50 m.

D. Muchas zonas de falla en roca competente. Roca circundante suelta. Cualquier profundidad, sin arcilla.

E. Zonas de fracturas aisladas en roca competente. Sin arcilla. Profundidad < 50 m.

F. Zonas de fracturas aisladas en roca competente. Sin arcilla. Profundidad > 50 m.

G. Diaclasas abiertas y sueltas. Roca intensamente fracturada. Cualquier profundidad.

b) Roca competente, problemas de esfuerzos.

H. Esfuerzo bajo, cerca de la

superficie. I. Esfuerzos medianos. J. Esfuerzos grandes, estructura muy

cerrada (generalmente favorable para estabilidad, puede ser desfavorable para la estabilidad de las cajas.

K. Estatillados de roca moderados en roca competente.

L. Estadillo intenso de roca masiva.

c) Roca compensiva, flujo plástico de roca incompetente bajo la influencia de presiones altas de la roca.

M. Presión moderada de roca con

tendencia extrusiva.

>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 0.5-2.0

5-10

10-20

5-10

A. Presión altas de roca con tendencia

extrusiva.

d. Roca expansiva, acción química expansiva dependiendo de la presencia de agua.

B. Presión moderada de roca con

tendencia extrusiva. C. Presión alta de roca con tendencia

extrusiva.

10-20

5-10

10-20

NOTAS COMPLEMENTARIAS PARA EL USO DE ESTAS TABLAS

1. Cuando no se dispone de núcleos de perforación se podrá estimar el RQD por la cantidad de diaclasas por unidad de volúmen, en la que la cantidad de juntas por metro de cada sistema se suman, una simple relaciónn podrá usarse para convertir esta cantidad en RQD para una roca sin arcilla.

RQD 115 – 3.3 Jv Donde : Jv cantidad total de fisuras por m. RQD 100 Para : Jv (4.5.) 2. El parámetro Jn que representa la cantidad de sistemas de fisuras estará afectado muchas veces por

foliación, esquistosidad, crucero pizarroso o estratificación etc. Cuando están muy evidentes estas “fisuras” paralelas bererán evidentemente considerarse como sistemas completos de fisuras. Sin embargo, si hay pocas fisuras visibles, o si no hay más que interrupciones ocasionales, será más correcto contarlos como “fisuras aisladas” cuando se evalua Jn.

3. Los parámetros Jr. y Ja (que representan el esfuerzo cortante) deben referirse al sistema de fisuras o a la discontinuidad con relleno de arcilla más débiles de la zona que se examina. Sin embargo, cuando un sistema de fisuras o a la discontinuidad con la valuación mínima (Jr/ Ja) se usará al evaluar Q. De hecho, el valor de Jr/ Ja relaciona a la superficie en forma tan comprometedora que pueda llevar al novato al fracaso.

4. Cuando un macizo contiene arcilla, se aplicará el factor SRF para la roca que se puede solatar. En

estos casos la resistencia de la roca inalterada es de poco interés. Sin embargo, cuando las fisuras son pocas no hay arcilla, la resistencia de la roca inalterada puede ser el eslabón más bébil y la estabilidad dependerá de la relación esfuerzo/resistencia de la roca. Un campo de esfuerzos fuertemente anisotrópico es desfavorable para la establidad y se toma en cuenta esto en forma aproximada en la nota 2 de la tabla para valuar el factor de reducción de esfuerzos.

5. La resistencia a la compresión y a la tensión (Gc y Gt) de la roca inalterada deberá evaluarse en unambiente saturado si así corresponde a las condiciones in situ presentes o futuras. Se hará una estimación muy conservadora de la resistencia para aquellas rocas que se alteran cuando se exponen a la humedad o a un ambiente saturado.

RELACION ENTRE LA DIMENCION EQUIVALENTE

MAXIMA De DE UNA EXCAVACION SUBTERRANEA

SIN ADEME Y EL INDICE Q Para poder relacionar el índice de Calidad “Q” con el comportamiento de una excavación subterránea y con la necesidad de ademe de la mina, Barton, Lien y Lunde inventaron un elemento cuantitativo que llamarón “La dimensión equivalente De” de la excavación. Esta dimención se obtiene:

Donde: ESR = Relación de Soporte de la ExcavaciónLa relación de soporte de la excavación ESR tiene que ver con el uso que se pretende dar a la excavación y hasta dónde se le puede permitir cierto grado de inestabilidad.

ESRexcavación la de soporte derelacion

(m) altura o diámetro ,excavación la de AnchoDe

Este índice ha sido introducido como un equivalente del RMR para que sirva como un medio de incluir la información geológica en la aplicación del criterio de falla generalizada de Hoek - Brown, especialmente para rocas de mala a muy mala calidad.En la determinación del G.S.I. el primer paso a seguir es, definir en forma empírica la resistencia y deformabilidad de la masa rocosa, basándose en las condiciones estructurales (grado de fracturamiento) y de superficie (alteración, forma de fracturas, relleno), según apreciaciones de campo.

INDICE GSI (Geological Strength Index)

La clasificación según su estructura varía de:

Levemente fracturada. (LF)

Fracturada (F)

Muy fracturada. (MF)

Intensamente fracturada. (IF)

Triturada (T)

La clasificación según sus condiciones superficiales varía de:

Muy buena. (MB)

Buena (B)

Regular (R)

Pobre (P)

Muy pobre. (MP)

Su aplicación permite obtener una clasificación geológica muy simple como por ejemplo: Fracturada/Regular (F/R) Fracturada/Muy pobre (MF/MP).

Mediante la tabla de ábacos del G.S.I. se relaciona a esa descripción con los valores aproximados de los Indices RMR o Indice Q , por ejemplo a una descripción MF/MP, el valor del Indice RMR sería equivalente a 30 y el Indice Q a 0.25.

La relación que tiene el GSI con el RMR es:

GSI = RMR89 - 5

TABLA Y MAPEOGEOMECANICO

TABLA GEOMECANICA

Se basa en el GSI de Hoek (2000). Consiste en determinar la resistencia con una picota y el numero de fracturas por metro lineal de una determinada roca. Se deben de realizar varios exámenes para definir bien las condiciones del macizo rocoso.

INTENSAMENTE FRACTURADA.

MUY FRACTURADA.

MODERADAMENTE FRACTURADA.

MINA ATACOCHA

SEGUN INDICE GSI MODIFICADO.SOSTENIMIENTO DE

CONDICION SUPER. DE FRAC.

ESTRUCTURA

ABERTURAS DE MAS DE 12 MT.

ABERTURAS DE 8 A 12 MT.

ABERTURAS DE 5 A 8 MT.

ABERTURAS MENORES DE 3 MT.

Area de Geomecánica

ABERTURAS DE 3 A 5 MT.

INTENSAMENTE FRACTURADA.

MUY FRACTURADA.

ESTRUCTURA

ABERTURAS DE DE 3 A 5 MT.

ABERTURAS MENORES A 3 MT.

CONDICION SUPER. DE FRAC.

MINA ATACOCHA

SEGUN INDICE GSI MODIFICADO.SOSTENIMIENTO DE LABOR.

DEFINICION DEL TIEMPO DE AUTOSOPORTE

Tiempo de autosoporte es el tiempo en el cual la excavación se mantiene estable (no se aprecian deformaciones del macizo rocoso). Depende de la calidad del macizo rocoso y la abertura de excavación. Este se calcula aplicando la Tabla de Tiempos de Autosoporte Vs Abertura, propuesta por Bieniawski. Para su aplicación se necesita conocer el Indice “Q” o “RMR” y la abertura de la labor.

Tiempo de Autosoporte, Hrs

Altu

ra d

el te

cho,

mt.

TABLA PARA CALCULAR EL TIEMPO DE AUTOSOPORTE1 dia 1 semana 1 mes 1 año 10 años

MAPEO GEOMECANICO

El mapeo geomecánico se realiza en base al Indice GSI (Geological Strength Index), teniendo como referencia las tablas geomecánicas de la mina Atacocha. Este índice se relaciona con los Indices de Barton (Q) y de Bieniawski (RMR).

ESTOS PLANOS SIRVEN PARA:- DEFINEN EL TIEMPO QUE

LA ROCA SOPORTA SIN SOSTENIMIENTO.

- DEFINEN EL TIEMPO QUE LA LABOR DEBE ESTAR ABIERTA CON SOSTENIMIENTO

- DEFINEN LAS ABERTURAS MAXIMAS.

- DEFINEN EL TIPO DE SOSTENIMIENTO A INSTALAR.

METODOLOGIA DEL MAPEO GEOMECANICO

Se determinan áreas con iguales características geomecánicas (dureza de la roca, número de fracturas por metro lineal, alteración, zonas de falla, rugosidad de las fracturas, relleno de fracturas, etc.) tanto en las zonas mineralizadas como en las cajas. De esta manera se tiene el tajeo zonificado desde el punto de vista geomecánico, y para hacerlo mas comprensible se tienen diferentes colores para cada tipo de roca.

En base al mapeo se realizan los cálculos de aberturas máximas, tiempos de autosoporte y tipo de sostenimiento recomendado.

DEFINICION DE LAS CARATERISTICAS

GEOMETRICAS DEL TAJEO

Con la ayuda del mapeo geomecánico se determina la altura y ancho máximos permitido por el macizo rocoso, para lo cual se aplica las siguientes formulas:

DISEÑO DE LONGITUD DE PERNOS Y CABLES

Ejemplo:• Ancho de labor: 8 m.• Altura de labor: 5 m.

Longitud de perno en hastíales: (2+0.15*5)/4 = 2.2 m.

Longitud de perno en techo:

(2+0.15*8)/4 = 2.3 m.

MUCHAS GRACIAS