sostenimiento-2014

SOSTENIMIENTO EN MINERIA

Estación Portátil de Prospección Sísmica Smart-Seis S24 de 24 Canales (GEOMETRICS)

INTRODUCCION

• 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 muy importante por que 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.

Por otro lado, se deberá también tener en cuenta que los requerimientos de sostenimiento de aberturas mineras permanentes como estaciones de piques, rampas, galerías de nivel y otros, son más conservadores que el sostenimiento de una abertura minera normal como típicamente son los tajeos, desde que la seguridad del personal de la mina y de los equipos es de primera consideración en las aberturas permanentes. El sostenimiento en este caso deberá proveer accesos seguros para toda la vida de la mina.

En los tajeos, el rol del sostenimiento y del relleno tiene que ser evaluado en términos de la seguridad y la dilución. En los tajeos por donde el personal tiene que ingresar a la labor, como es el caso del método de minado por corte y relleno, el sostenimiento es requerido tanto para la seguridad como para el control de la dilución.

En los tajeos por donde el personal no debe ingresar a la labor, la función primaria del sostenimiento es el control de la dilución.

Esencialmente, el sostenimiento hace que las piezas o bloques rocosos interactúen y se entrelacen formando una masa rocosa estable alrededor de la excavación. Como en una excavación grande hay más estructura de masa rocosa que en una excavación pequeña, habrá mayor oportunidad de falla en las excavaciones grandes y por tanto mayor necesidad de utilizar el sostenimiento.

Es importante que todo el personal de la mina esté en capacidad de reconocer los diferentes tipos de sostenimiento, el por qué de su utilización, los procedimientos de su instalación y darse cuenta cuando es necesario hacer ajustes y cambios en los sistemas de sostenimiento para beneficiar a todo el personal de la mina.

• se entiende por sostenimiento el conjunto de elementos que se colocan a la excavación subterránea con el fin contribuir a su estabilización a:

• TUNELES• GALERIAS• TAJEOS• CORTADAS• INCLINADOS

El sostenimiento en minería subterránea es muy importante, ya que por la naturaleza del trabajo toda labor que se hace en el interior de la mina se realiza en epacios vacíos, inestabilizados producto de la rotura de la roca o mineral extraído; para lograr que se mantenga nuevamente estable la zona y en condiciones de trabajarla, la zona debe de redistribuir sus fuerzas, para ello es necesario apoyar inmediatamente con el refuerzoo el sostenimiento adecuado, considerando el tipo de rocas, fallas con relleno, fallas abiertas, etc.

EFICACIA EMPRESARIAL

• La eficiencia económica de una empresa depende de:

• Prevención de riesgos• Control ambiental• Control de calidad• Seguridad e Higiene• Ergonomía

JUSTIFICACION

• La implementación de un Departamento o Area que involucre el Control de Riesgos, calidad, medio ambiente y seguridad e higiene, se justifica porque la minería es un sector donde se presentan los mas altos índices de accidentes triviales, incapacitantes y fatales, trayendo como consecuencia grandes pérdidas económicas a la empresa.

• Según las estadísticas en los últimos seis años han perdido la vida 436 trabajadores, en el Perú:

• 1998 = 97 Accidentes fatales• 1999 = 87 “• 2000 = 54 “• 2001 = 66 “• 2002 = 78 “• 2003 = 54 “• De los cuales el 40% son a causa de caída de rocas.

• Objetivo:

• Prevenir accidentes y perdidas de vidas humana por caída de roca, estableciendo una metodología de trabajo con la ayuda de la informática.

• Meta:

• Con la aplicación del sistema de sostenimiento se espera la reducción de los accidentes por caída de rocas ya sean estas triviales, incapacitantes y fatales, y reducir en un 10% los accidentes fatales.

• El trabajo que se debe realizar en el sostenimiento está relacionado con el ajuste tenso-deformacional que se produce en el terreno como consecuencia de la excavación

• Para lograr la estabilidad de un túnel o galería ,la zona debe de redistribuir sus fuerzas ,para ello es necesario apoyar inmediatamente con el refuerzo o el sostenimiento adecuado, considerando la litología estructural del macizo rocoso

SISTEMA DE SOSTENIMIENTO

SISTEMAS DE SOSTENIMIENTO TEMPORAL

• Los sistemas de sostenimiento temporal sirven para soportar el perímetro de una abertura subterránea desde el inicio de su excavación hasta que se coloca un revestimiento permanente. En algunos casos, los sistemas de sostenimiento temporal pueden utilizarse también como sistemas permanentes, como ocurre con las piezas de hormigón prefabricadas, llamadas dovelas, que colocan las tuneladoras.

Podemos dividir los sistemas de sostenimiento temporal en cuatro categorías:

1.-Sistemas que aplican una presión de confinamiento al suelo circundante– Hormigón proyectado.– Hormigón proyectado con cerchas de malla.

2.-Sistemas que aplican una presión de confinamiento y, al mismo tiempo, funcionan como refuerzo del suelo circundanteEste tipo de sistemas comprende varios tipos de bulones de roca, por ejemplo:– Bulones de roca sin cementar, anclados mecánica o

químicamente.– Bulones de roca cementados (con resina u hormigón).– Barras de anclaje hincadas.

3.-Sistemas que proporcionan sostenimiento a través de la fuerza bruta– Costillas de acero pesado.– Cerchas de malla.– Revestimientos de acero.– Dovelas de hormigón.– Tubos hincados (paraguas de micropilotes).– Escudos.

4.-Sistemas que consolidan el suelo para modificar sus propiedades geotécnicas y/o hidrológicas:– Cementación de consolidación.– Aire comprimido.– Congelación.

SISTEMAS DE SOSTENIMIENTO PERMANENTES

Los sistemas permanentes sirven para garantizar la estabilidad a largo plazo de la estructura subterránea.

• En algunos casos, los sistemas temporales se consideran una opción a largo plazo, con lo cual se convierten en permanentes. Esto es lo que ocurre con las dovelas de hormigón prefabricadas que colocan las tuneladoras o con determinados bulones de roca.

• Otros elementos de sostenimiento temporal pueden degradarse con el tiempo (corrosión de bulones de roca de acero, aflojamiento del hormigón proyectado, etc.), por lo cual se descarta su uso a largo plazo.

• En estas ocasiones, el sostenimiento permanente se realiza

mediante una cápsula de hormigón fabricada sobre el terreno con encofrados móviles.

• A veces, los sistemas de sostenimiento permanentes desempeñan una función importante. Es lo que ocurre, por ejemplo, en el caso de los túneles de tráfico (que necesitan superficies lisas por motivos de ventilación, visibilidad y estética) o por motivos hidráulicos (superficies lisas con menores pérdidas de carga hidráulica).

METODOS DE SOSTENIMIENTO

• SOSTENIMIENTO POR METODO EMPIRICO• SOSTENIMIENTO MEDIANTE CLASIFICACION

GEOMECANICA(METODO GEOMECANICO)• SOSTENIMIENTO POR METODOS NUMERICOS

SOSTENIMIENTO POR METODO EMPIRICO

• El sostenimiento por método empírico se basa a la experiencia lograda en el sostenimiento de labores mineras subterráneas

• Este tipo de sostenimiento se aplica en la actividad minera subterránea a menor escala de producción:– Minería artesanal– Pequeña minería– Mediana minería

SOSTENIMIENTO POR METODO EMPITICO

SOSTENIMIENTO CON MADERAS

La madera es un material muy versátil para realizar trabajos de sostenimiento.

VENTAJAS DE LA MADERA:

• Es ligera y fácil de manipularla. • Es económica. • Es versátil.

OBJETO DEL SOSTENIMIENTO

El sostenimiento con madera tiene por objeto mantener abiertas las labores mineras durante la explotaciòn , compensando el equilibrio inestable de las masas de roca que soporta .

TIPOS DE ETRUCTURA DE MADERA PARA SOSTENIMIENTO: PUNTALES

• REFORZAMIENTO CON SPLITSET YPERNOS DE ENCLAJE

• SPLITSET: Con plantilla. Con malla.• PERNOS DE ANCLAJE: Con resina, con lechada

de cemento, con cuñas.

• ARCOS DE ACERO Y CONCRETO ARMADO.

• CERCHAS METALICAS: Especiales, de riel.• TUNEL DE LINEA• CONCRETO ARMADO ►MUROS DE CONCRETO ►CONCRETO PROYECTADO

• SOSTENIMIENTO MECANIZADO • GATAS HIDRAULICAS • ►RELLENO

• RELLENO MECANICO (detrítico). • RELLENO HIDRAULICO • ►SOSTENIMIENTO CON PILARES

SELECCIÓN ENTRE REFUERZO Y SOPORTE EVERT HOEK (2004)

Existe una confusión entre lo que es un soporte de roca y un refuerzo de roca.

Refuerzo de roca generalmente consisten en sistemas de empernado o cables que proveen un refuerzo a la masa rocosa aumentando la resistencia friccional entre bloques que la componen.

Soporte, consistente en cerchas de acero o concreto, shotcrete o cuadros de madera, son diseñados para estabilizar la masa rocosa mediante el control del colapso progresivo o deformación de la misma.

En términos simples se dice que el refuerzo en un sistema “activo” mientras que el soporte es uno “pasivo”.

CLASES DE TERRENO

El conocimiento de las diversas clases de terrenos es fundamental para el enmaderador a fin de terminar la necesidad de sostenimiento de las labores .

Desde un puntos de vista practico podemos dividir los terrenos en cuatro clases.

1-TERRENO COMPACTOEs el formado por cristales o por particulas bienCementadas

2- TERRENO FRACTURADOMuestra una serie de planos paralelos de discontinuidades como los planos de estratificacion en la roca sedimentaria

3-TERRENO ARCILLOSO :Constituidos por rocas casi elásticas que se deforman bajo la presión

4- TERRENO SUAVE :El cual esta formado por fragmentos gruesos o finos o una mezcla de ambos tamaños

SOSTENIMIENTO SEGÚN LA CLASE DE TERRENO

Terreno compacto : no requiere sostenimiento sino laformación de una buena bóveda auto sostenida .

Terreno fracturado : exige solo un sostenimiento ligero,esta clase de terrenos es mas resistente en direcciónperpendicular a las rajaduras o planos de discontinuidad que en dirección paralela a los mismos .

Terreno suave : requiere de tipo pesado . En esta clasede terrenos las presiones son mayores cuando mas fino es el tamaño de los fragmentos .

Terreno arcilloso : exige un sostenimiento estremadamente resistente o estructuras flexiblescapaces de adaptarse a las presiones que se desarrollan .

TIEMPO DE VIDA DE LA MADERA

La madera es el material mas barato que puede utilizarse . En la mayoría de casos es satisfactorio ; desde el punto de vista de su resistencia , pero su corta duración es la característica desfavorable .

La duración de la madera en la mina es muy variable , pues depende de las condiciones en que trabaje , por ejemplo:.

- La madera seca ; dura mas .- La madera descortezada , dura mas que aquella que conserve la corteza .- La madera “curada” ( tratada con productos químicos para evitar su descomposición ) dura mas que la que no ha sido tratada .- La madera en una zona bien ventilada dura mas que en una zona húmeda y caliente .PUEDE ESTIMARSE QUE LA MADERA TIENE UNA VIDA QUE FLUCTUA ENTRE UNO OTRE AÑOS

CUADROS DE MADERA

Son un tipo de estructura de Sostenimiento de acuerdo al tipo de terreno y a condicionesespeciales de cada Mina.

Se utilizan en labores horizontales e inclinados.Su dimensión está de acuerdo al diseño de la labor.

TIPOS DE CUADROS

CUADROS RECTOS.

CUADROS CONICOS .

CUADROS COJOS.

CUADRO RECTOSon usados cuando la mayor presión procede del techo, están compuestos por tres piezas, un sombrero y dos postes, asegurados con bloques y cuñas , en donde los postes forman un angulo de 90º con el sombrero.

• CUADRO RECTO

CUADROS CONICOS

Son usados cuando la mayor presión procede de los hastíales, la diferencia con los cuadros rectos, solo radica en el hecho de que los cuadros cónicos se reduce la longitud del sombrero , inclinando los postes, del tal manera de formar un Angulo de 78º a 82º, respecto al piso, quedando el cuadrado de forma trapezoidal.

CUADROS CONICOS

CUADRO CONICO: SI LAS PRESIONES DEL TECHOSON IMPORTANTES SE REDUCE LA LONGITUD DEL SOMBRERO

CUADROS COJOS

Estos están compuestos por solo un poste y un sombrero, se utilizan en vetas angostas menores de 3 m de potencia, su uso permite ganar espacio de trabajo pueden ser verticales o inclinados ,según el buzamiento de la estructura mineralizada , estos cuadros deben adecuarse ala forma de la excavación para que cada elemento trabaje de acuerdo a las presiones ejercidas por el terreno.

CUADRO COJO

SOSTENIMIENTO DE LABORES HORIZONTALESTIPOS DE ESTRUCTURAS DE SOSTENIMIENTO :Labores horizontales se emplean principalmente , los siguientes tipos :- Cuadros de madera- Cuadros de madera reforzados

SOPORTAN ESFUERZOS COMBINADOS DE COMPRESION Y FLEXION

SOLERA SOMETIDA EN SUS EXTREMOS A ESFUERZO DECOMPRESION PERPENDICULAR A SUS FIBRAS

TERRENOS ARCILLOSOS Y MOLIDOS LA SOLERATRABAJA LA FLEXION

TERRENO POCO RESISTENTE LAS PRESIONES HACIA ELPISO SON DESIGUALES

SE PRODUCEN ESFUERZOS DE CORTE VERTICAL YDEBEN SER PERPENDICULAR A SUS FIBRAS.

EN TERRENO POCO RESISTENTE SE USA SOLERA

DESVENTAJAS DE LA MADERA:

• ►La resistencia a la flexión, tensión, compresión depende de la estructura fibrosa y de los defectos de la madera.

• ►La humedad ,no es resistente. • ►Los hongos afectan en la humedad con poca ventilación y la

madera se pudre. • ►No es conveniente que la madera trabaje a la flexión, mejor

trabaja a la compresión paralelo a las fibras.

EL SOSTENIMIENTO DE TÚNELES BASADO EN LAS CLASIFICACIONES

GEOMECÁNICAS

INTRODUCCION

Se acepta que fue Terzaghi (1946) quien propuso la primera clasificación del terreno orientada a la construcción de túneles.

Sus datos provenían de túneles sostenidos fundamentalmente por cerchas metálicas.

• A partir de los años 50 fue generalizándose la utilización del bulonado y el hormigón proyectado en la construcción de túneles para usos civiles. La clasificación de Lauffer de 1958 refleja perfectamente el uso combinado de cerchas, bulonado y hormigón proyectado en la construcción de túneles en roca.

• Esta clasificación está, por otra parte, muy vinculada al surgimiento del Nuevo Método Austriaco (NATM) en centroeuropa

GEOLOGIA ESTRUCTURAL Y COMPORTAMIENTO MECÁNICO

DE LAS ROCAS.

FUERZA Y ESFUERZO.Las fuerzas que actúan sobre un cuerpo son de dos tipos:

Masivas o de volumen: surgen en el seno del material y son proporcionales a la masa del cuerpo. Se miden en unidad de fuerza/volumen. Ej: gravedad, centrifuga.

Superficie o esfuerzo: son las fuerzas que actúan en la superficie del cuerpo. Se miden en fuerza por unidad de superficie.

Se puede descomponer en dos:• Esfuerzo normal (): esfuerzo perpendicular a

la superficie. Puede ser de tracción (-) o de compresión (+).

• Esfuerzo de cizalla (): es un esfuerzo paralelo a la superficie.

• El esfuerzo normal se descompone en las tres direcciones del espacio:

El esfuerzo normal se descompone en las tres direcciones del espacio: 1 > 2 > 3

• Cuando los tres esfuerzos son iguales nos da una esfera, pero lo usual es un elipsoide de esfuerzos.

• Al someter la roca a diferentes esfuerzos obtenemos diferentes círculos de Mohr.

• El esfuerzo de cizalla máximo se produce cuando es 45º (en realidad nunca se llega a 45º)

• TRAYECTORIAS DE ESFUERZOS

PUNTOS ISOTROPICOSSon aquellos en los que los esfuerzos principales tienen igual valor, pueden ser positivos (cuando hay entrelazamiento de las trayectorias) y negativos (cuando no).Punto isotrópico positivo y punto isotrópico negativo

ESTADO DE DEFORMACIÓN DE LAS ROCAS.• Es el desplazamiento a nuevas posiciones de

las partículas que constituyen una masa rocosa al estar sometido a esfuerzos.

DEFORMACIÓN HOMOGÉNEA.• El gradiente de desplazamiento es constante.• Se caracteriza por:• Las líneas rectas permanecen rectas, hasta después de la

deformación.• Las líneas paralelas se mantienen paralelas.• Todas las líneas con la misma dirección poseen e, λ, ψ, γ

iguales.

• DEFORMACIÓN HETEROGÉNEA.• El gradiente de desplazamiento no es constante.• Se caracteriza por:• Las líneas rectas se convierten en cuervas.• Las líneas paralelas pierden su paralelismo.• Para cualquier línea los valores de e, λ, ψ, γ son

diferentes.

COMPORTAMIENTO MECÁNICO DE LAS ROCAS SOMETIDAS A CAMPOS DE ESFUERZOS.

• Variación de la deformación en función de la temperatura.A mayor temperatura, mas dúctil y menos frágil es la roca lo que nos indica que a mayor temperatura menos esfuerzo de deformación.Esto es muy dependiente del tipo de la roca.

• Variación de la deformación en función de la presión (confinante).A mayor presión, mayor ductilidad. La presión hidrostática (presión de fluidos, poros de las rocas...) hace que la roca se haga mas frágil.

• D. Elástico: si aplicamos un esfuerzo se produce una deformación que es elástica, si al dejar de aplicar el esfuerzo, el objeto vuelve a su forma original.

• D. Plástica: al dejar de aplicar el esfuerzo el objeto no recupera su forma original.

• P: punto de inflexión de la curva.

– DEFORMACIÓN FRÁGIL.

– FALLAS: NOMENCLATURA, CLASIFICACIÓN Y CONCEPTOS BÁSICOS.

• • Fractura: toda rotura en la superficie terrestre. Hay

dos tipos:• Fallas: son fracturas en las que se produce

desplazamiento de las masas rocosas situadas a ambos lados de la misma.

• Diaclasas: son fracturas que no sufren desplazamiento.•

Modelos teóricos de la formación de fallas.• Se observa de forma experimental que las fracturas

producidas forman un ángulo menor a 45º con el esfuerzo principal. Los esfuerzos compresivos provocan fracturas de cizalla y de tensión. Esto es observable a escala de la corteza terrestre y de lámina delgada (a todas las escalas).

CLASIFICACIÓN SEGÚN ANDERSON.

Fallas normales.Se producen como consecuencia de una distensión.

Fallas inversas.Son consecuencia de esfuerzos compresivos provocando un acortamiento.

•Fallas en dirección.

• Movimiento dextrógiro: en el sentido de las agujas del reloj.

• Movimiento sinistral: en sentido contrario de las agujas del reloj.

FRACTURAS (JUNTAS O DIACLASAS).Son fracturas sin desplazamiento de los bloques. Tienen forma de pluma con un nervio central. Suelen tener una docena de metros. Las diaclasas suelen ser abiertas en superficie y cerradas en profundidad.CLASIFICACIÓN SEGÚN SU GRADO DE SEPARACIÓN.

• Latentes: no son observables a simple vista.• Cerradas: las paredes están en íntimo contacto.• Abiertas: hay un cierto grado de separación.

CLASIFICACIÓN SEGÚN SU TAMAÑO.• Interformacionales: pequeñas, dentro de una capa o

formación.• Intersectantes: grandes, cortan a varias capas.

CLASIFICACIÓN SEGÚN SU GÉNESIS.• Tectónicas.• Hidráulicas: cuando se forman por alta presión de

fluidos.• Por descompresión: requieren de la existencia de

estructuras preexistentes.• Por descarga: Se forman como consecuencia de la

erosión de los sedimentos suprayacentes.

DEFORMACIÓN DÚCTIL.PLIEGUES.

• Un pliegue es cualquier ondulación de los estratos. Se nombra antiforma cuando los flancos se unen en la parte superior y sinforma cuando los flancos se unen en la parte inferior. Pueden ser:

• Anticlinal: antiforma que cumple que en su núcleo están los materiales mas antiguos.

• Sinclinal: en el núcleo del pliegue se encuentran los materiales más modernos.

Puede darse el caso de un anticlinal sinformal o de un sinclinal antiformal.

CLASIFICACIÓN POR EL ESPESOR DE LOS ESTRATOS.

– Isopacos: tienen espesor constante.– Anisopacos: Un flanco esta adelgazado.

• Estirado: ninguna capa esta rota.• Laminado: se rompe alguna capa.• Pliegue-falla: rotura total.

• KNICK-BANDS• Estructuras originadas en rocas con foliación que se

definen como zonas de plegamiento tabular resultante del funcionamiento de una pareja de cizallas. Son pequeños (cm-dm). Cuando presentan un desarrollo muy intenso dan lugar a pliegues en acordeón. Se dan en ambientes frágiles o muy frágiles. Se pueden producir por distensión, pero suelen deberse a un acortamiento general. Pueden ser:

• Simples: solo una cizalla.• Conjugados: forman un determinado ángulo entre ellos

VERGENCIA DE UN PLIEGUE.• Sentido contrario al buzamiento del plano axial.

• ASOCIACIONES DE PLIEGUES.• Cuando un conjunto de pliegues, en general, describen una

antiforma se le denomina anticlinario y si describen una sinforma se le denomina sinclinario. Son estructuras de grandes dimensiones.

• Hay dos estilos:• Eyectivos: grandes sinclinales y pequeños anticlinales.• Deyectivo: pequeños sinclinales y grandes anticlinales.

• ESQUISTOSIDAD.• Es la ordenación mineralogica en determinados

planos por la acción de los esfuerzos (plegamientos a altas presiones).La esquistosidad es paralela a los flancos del pliegue, pero corta las charnelas

• TIPOS DE ESQUISTOSIDAD.• Esquistosidad de carga: aparecen asociados a los pliegues de

flexofluencia, la arcilla al sufrir presión adquiere una cierta orientación.

• Esquistosidad de flujo del plano axial: se da en ambientes más profundos (5-6 Km en zonas orogénicas). Los minerales se orientan paralelamente al plano axial de los pliegues como consecuencia de procesos tectónicos.

• Esquistosidad de credulación: se debe a la esquistosidad de una segunda fase de plegamiento (S2). Se llama de credulación cuando existe una 2ª esquistosidad que modifica la anterior, pero que la mantiene visible. Si borra la anterior esquistosidad es esquistosidad de flujo del plano axial.

ESQUISTOSIDAD DE CARGA Y FLUJO

• Esquistosidad de fractura: red de planos de fractura con minerales orientados pero menos intensa que la esquistosidad de flujo

• Esquistosidad en lapicero: interacción entre varias esquistosidades. Se suele romper en rombos.

• Esquistosidad en abanico: tendencia de las charnelas a formar abanicos.

RECOLECCION DE DATOS GEOLOGICOS

El mayor problema que se puede enfrentar es siempre el no previsto,es difícil y peligroso tener que dar la solución a problemas de estabilidad o de agua en forma inesperada. En cambio se puede encontrar una solución si se sabe con anticipación del problema, cambiando la localización o la geometría de la excavación, o instalando soportes o drenes, Aunque sea imposible prever todas las circunstancias geológicas que puedan dar lugar a problemas;

Esto implica que en todo proyecto de excavación subterránea habrá que conceder la cantidad suficiente de recursos (económicos y de trabajo), además del tiempo necesario para los estudios geológicos respectivos. De no ser así, no se tendrá la base adecuada para un buen diseño y por ende los costos elevados que se producirían por los problemas inesperados en las etapas posteriores.

• ESTUDIO DE LA GEOLOGÍA REGIONAL:• La situación geológico estructural que se puede

encontrar en cualquier sitio es el producto de la historia geológica de la región. Por lo tanto, el tipo de roca, pliegues, fallas y fracturas en el volumen relativamente reducido, forma parte de un conjunto mucho más importante en el que reflejan los procesos geológicos a que fue sometida la región. También es de importancia que se haga el mayor uso posible de los conocimientos locales (información mediante mineros, trabajadores de canteras, fotografías aéreas, contratistas, aficionados a la geología y las Universidades).

ELABORACIÓN DE MAPAS Y PLANOS DE INGENIERÍA GEOLÓGICA Y GEOTECNICA:

• Estos se elaboran según los resultados de los estudios geológicos regionales, que se hacen generalmente en una escala entre 1:1000 y 1:100000. Pero para proporcionar la información que se necesita para el diseño de una excavación subterránea se necesita planos y mapas de 1:1000 y aún 1:100. Además, el tipo de información que se da para estos planos, así como en los registros y notas que lo acompañan, debe permitir una clasificación del macizo rocoso

MAPA TOPOGRÁFICO

MAPA TOPOGRÁFICOEs la representación de una serie de planos horizontales a cotas diversas y con un intervalo constante entre dichos planos, los cuales cortarán a la superficie topográfica según una serie de curvas cerradas más o menos irregulares; estas curvas, que son el lugar geométrico de todos los puntos de la topografía que están a igual cota, reciben el nombre de curvas de nivel, siendo la equidistancia la diferencia de cota entre dos curvas de nivel consecutivas. Las curvas de nivel se proyectan punto a punto sobre el plano de proyección que se sitúa en cota 0 y se obtiene así la representación de la superficie topográfica en planos acotados

ELEMENTOS:

curvas de nivel son líneas en el mapa que unen puntos de igual altitud. equidistancia diferencia de altura entre dos curvas de nivel.tipos de curvas de nivel:Curvas maestras o directoras. Más gruesas y con numeración.Curvas secundarias, más finas y sin números. Escala relación que existe entre las dimensiones representadas en el mapa y las reales

PERFIL TOPOGRAFICO

Dibujar dos ríos•Bordear de rojo la pendiente mayor.•Señalar un collado.•Río más rápido.•Riesgo de desprendimiento

http://1.bp.blogspot.com/_FchPe5hfGhI/S70rTrqLmCI/AAAAAAAAAJQ/ahE3biqqYiA/s1600/TOPOGRFKO+copia.jpg

ELEMENTOS PRESENTES EN LOS MAPAS TOPOGRÁFICOS

a) LÍNEAS PARALELAS: indican laderas. Si estas líneas están muy juntas la ladera tiene una pendienteabrupta, mientras que si están separadas, se trata de pendientes suaves.b) CÍRCULOS (de contorno más o menos regular): indican picos, colinas, montañas en general. También pueden indicar depresiones pero, en este caso, los círculos suelen llevar añadido algún indicativo (sombreado, pequeñas líneas perpendiculares al contorno, etc.)c) UVES: cuando las curvas de nivel dibujan Vs o Us más o menos cerradas (contornos digitados), se trata de valles. En este caso, el vértice de la V señala aguas arriba.

Un mapa geológico es un mapa topográfico sobre el que se han dibujado diversos símbolos que indican:•Tipos de rocas de la superficie terrestre•Tipo de contacto entre ellas•Estructuras geológicas•Elementos geomorfológicos

Los SÍMBOLOS empleados en el mapa se reflejan en la LEYENDA•Colores o tramas•Líneas de contactos•Símbolos estructurales•Símbolos geomorfológicos•Cronología

¿CÓMO ES UN MAPA GEOLÓGICO?

COLORES O TRAMAS

Cada COLOR indica una unidad litológica o conjunto de rocas, que tiene una edad determinada, aceptada internacionalmente y fácilmente reconocible en el campo o en foto aérea.

Las TRAMAS indican el tipo litológicoLas litologías y edades se expresan también con números y letras

Símbolos utilizados en el mapa geológico:

DIRECCIÓN DE UN PLANO, D:

El valor de la dirección puede darse según varias notaciones:Desde el Norte, de 0° a 360° (ejemplos: N74°, N165°, N225°)Desde el Norte 0° a 180° e indicando la dirección hacia la que se mide, Oeste (O) o Este (E) (ejemplos: N37°E, N14°E, N150°O)

BUZAMIENTO DE UN PLANO, ß:

Ángulo entre la línea de máxima pendiente en dicho plano (perpendicular a la dirección del plano) y un plano horizontal, medido sobre un plano vertical.

Se califica como buzamiento real frente al buzamiento aparente

ESPESOR (POTENCIA) DE UN ESTRATO:

Distancia existente entre el muro y el techo de un estrato medida perpendicularmente a ambos planos.

La superficie de afloramiento de un estrato depende del espesor y del buzamiento del mismo, y de la topografía de la zona.

CAPAS HORIZONTALES (ß=0°)

Una capa o estrato horizontal será paralelo a los planos que determinan las curvas de nivel, y, por tanto, la intersección del estrato con la topografía, la traza, será paralela a las curvas de nivel.

CAPAS VERTICALES (ß=90°)

Independientemente de la superficie topográfica, la intersección del estrato con la topografía quedará siempre representada por dos líneas rectas (techo y muro de la capa) separadas por el espesor del mismo medido perpendicularmente a la capa

CAPAS INCLINADAS (0°<ß<90°)

Si los estratos, o cualquier otro plano, poseen un cierto buzamiento, cortarán a la topografía según líneas curvas irregulares que darán proyecciones de líneas curvas irregulares, que determinarán, según sea su trazado, el sentido de buzamiento de los estratos mediante lo que se conoce en cartografía como "Regla de la V*".

Buzamiento opuesto a la pendiente:

Buzamiento a favor de la pendiente:

REGLA DE LA V

La "Regla de la V" determina que si el plano inclinado corta con una superficie topográfica de valle, el contacto del plano con el relieve dibuja una "V" cuyo vértice apunta hacia donde buza el estrato. Asimismo, si el plano inclinado corta con una superficie topográfica de loma, el contacto del plano con el relieve dibuja un arco amplio con la parte cóncava situada hacia donde buza el plano.

CAPAS PLEGADAS. INTERSECCIÓN DE LOS PLIEGUES CON LA TOPOGRAFÍA.

Pliegue: Estructura planar curvada que se origina cuando los materiales se deforman dúctilmente, es decir, sin fracturarse.

Pliegue anticlinal. Pliegue convexo hacia su parte superior, con los materiales más antiguos en el núcleo.

Pliegue sinclinal: Pliegue cóncavo hacia su parte inferior, con los materiales más modernos en el núcleo.

Se representan mediante la línea que representa el eje del pliegue y unos símbolos (normalmente flechas) que nos indican hacia dónde buzan los flancos de la estructura plegada y, por lo tanto, el tipo de pliegue.

Pliegue anticlinal: las flechas divergen desde el eje del pliegue (traza del plano axial)

=> Pliegue sinclinal: las flechas convergen en el eje del pliegue

Si los flancos del pliegue buzan en el mismo sentido, uno de ellos estará en posición normal (muro en la parte inferior y techo en la superior) y otro en posición invertida (muro en la parte superior y techo en la inferior), con buzamiento invertido.

De esta forma se puede diferenciar pliegue anticlinal con flanco invertido (anticlinal tumbado) y pliegue sinclinal con flanco invertido (sinclinal tumbado) y sus símbolos son diferentes

Los pliegues situados en los valles se muestran en el mapa geológico de forma diferente según sean de un tipo u otro. Si la erosión del valle del anticlinal dibuja un núcleo donde aparecen los estratos más antiguos con los contornos (o bordes) cerrados. Sin embargo, la erosión del valle del sinclinal deja aflorar un núcleo carente de estratos más modernos y con contornos abiertos.

Anticlinal Sinclinal

CAPAS FRACTURADAS. Intersección de las fallas con la topografíaFalla. Estructura planar que se origina cuando el material se deforma de manera frágil generándose un plano de rotura.

Falla normal. El buzamiento del plano de falla se dirige hacia el bloque hundido.Capas fracturadas. Intersección de las fallas con la topografía

Falla inversa. El buzamiento del plano de falla se dirige hacia el bloque levantado.

Falla en dirección o de desgarre. Sólo desplazamiento en la horizontal.

Tras el levantamiento del bloque, o de forma simultánea, la simple erosión se encarga de igualar el relieve. Por tanto, tras la erosión, el reconocimiento de las fallas en el terreno y, por lo tanto, en el mapa geológico que lo representa, se basa fundamentalmente en la detección del desplazamiento relativo de una o varias capas, o la total desaparición de las mismas, y la repetición asimétrica de las capas (frente a la repetición simétrica en los pliegues).

MAPAS GEOMECANICAS

Son aquellas mapas en donde se muestran todas las características geomecanicas de la estructura de la roca

MAPEO GEOMECANICO

Los Mapeos Geomecánicos se actualizan en forma mensual y se basan en la tabla geomecanica. Estos mapeos nos proporcionan la siguiente información:•Definen el tiempo que la roca soporta sin sostenimiento (tiempo de autosoporte).•Definen el tiempo que la labor debe estar abierta con sostenimiento.•Definen las aberturas máximas.•Definen el tipo de sostenimiento a instalar.•Se ubica las áreas con problemas estructurales dentro del stope

RESPONSABILIDAD DEL DEPARTAMENTO DE GEOMECANICA (GERENCIA DE GEOMECANICA)

El Departamento de Geomecánica tiene a cargo, principalmente, los siguientes trabajos:

• Realizar el mapeo mensual.• Definir diariamente el sostenimiento a instalar en las labores mineras.• Controlar el sostenimiento en las labores mineras.• Diseño de pilares en stopes.• Realizar estudios geomecánicos para la definición de métodos de minado.

METAS DEL DEPARTAMENTO DE GOMECANICA(CASO ATACOCHA)

El departamento de Geomecánica de la Mina Atacocha, fue creado en febrero del 2002, por lo que no se tenía hasta esa fecha ningún tipo de información geomecánica de la mina. Bajo esta premisa se planteó tres objetivos principales a la gerencia:

•Modernización e implementación del sistema de sostenimiento.•Mejora de los métodos actuales de explotación.•Propuesta de nuevos Métodos de Minado.

MODERNIZACIÓN E IMPLEMENTACIÓN DEL SISTEMA DE SOSTENIMIENTO.

Se impulsó el mayor uso de los pernos split set y malla electrosoldada para stopes, e introdujo el uso de pernos helicoidales para labores permanentes. Para inicios del 2003 se iniciaron los trabajos de shotcrete en labores permanentes y en forma eventual en stopes, obteniéndose los primeros resultados a partir del 2003, tal como se aprecia en el cuadro adjunto.

Periodos

Sostenimiento Pasivo (madera)

Sostenimiento Activo (pernos, malla, shotcrete)

Numero de pernos instalados (promedio mensual)

Accidentes Incapacitantes/ Fatales por caída de roca (Promedio mensual)

Enero 2000 – Febrero 2002

70 % 30% 2,200 2.0

Febrero 2002 – Diciembre 2002

30% 70% 5,200 1.4

Enero 2003 – Diciembre 2003

20% 80% 7,500 0.6

Enero 2004 – Mayo 2004

10% 90% 8,000 0.4

4.50 m de ancho

5.00

m d

e al

to

MEJORA DE LOS METODOS ACTUALES DE EXPLOTACION

•Mejor control de los pilares y puentes, se hace uso del software CPillar.•Definición de áreas más favorables para ubicación de infraestructura de la mina.

PROPUESTA DE NUEVOS MÉTODOS DE MINADO.

La propuesta de estos nuevos métodos de minado va acompañada con la definición del tipo de método de explotación, las aberturas máximas a trabajar, el tipo de sostenimiento a instalar, tipo de relleno, etc. Para ellos se dispone del software Phases. Al software Phases se le ingresan las características mecánicas del macizo, el sostenimiento a instalar, la secuencia de minado, dirección y valor de los esfuerzos in situ y el tipo de relleno a utilizar (hidráulico, cementado, mecánico, etc.).

DEFINICIONES GEOMETRICAS Y EVALUACION DE RASGOS ESTRUCTURALES

RUMBO (STRIKE): Es el ángulo que forma la recta intersección (entre el plano que representa la discontinuidad y un plano horizontal) con la dirección Norte – Sur.

•BUZAMIENTO (DIP): Es el ángulo formado entre el plano horizontal y la recta de máxima pendiente contenida en el plano de la discontinuidad. Las convenciones usadas se indican a continuación:

FORMAS DE EXPRESAR LA ORIENTACION DE UN PLANO

La orientación de un plano puede ser expresada de tres formas diferentes pero equivalentes. Por ejemplo, una capa que buza hacia el suroeste con 40º se puede expresar así:

1. Midiendo el azimut de la dirección del buzamiento: 225º/40º.

2. Midiendo el rumbo de la dirección de capa: N45º W/40º SW ó S45º E/40º SW.

3. Midiendo el azimut del rumbo de la capa: 315º/40º SW ó 135º/40º SW

REPRESENTACIONES ESTEREOGRAFICAS

Uno de los más importantes aspectos del análisis de problemas estructurales es la recolección sistemática y representación de datos geológicos de tal manera que puedan ser fácilmente evaluadas e incorporadas al análisis de estabilidad. La experiencia ha mostrado que las proyecciones esféricas proveen una significativa conveniencia para la representación de datos geológicos aplicables en la geomecanica.

Hay dos tipos de proyecciones a usar que son las proyecciones equiariales, proyección lambert o malla de schmidt y las proyecciones equi angulares, proyecciones estereográficas o falsilla de wulff. (Ver figuras 2 y 3)

La fasilla de WULFF ofrece ciertas ventajas, particularmente cuando es usada en construcciones geométricas; pero ésta produce una distorsión mayor a medida que nos alejamos del centro de la falsilla y no guarda una proporción de áreas como lo hace la malla de SCHMIDT.

ESFUERZOS INSITU

• MEDICIONES• APLICACION

IMPORTANCIA Y APLICACIÓN DEL IN-PUT DE LAS MEDICIONES DE ESFUERZOS IN SITU, EN EL

MODELAMIENTO NUMÉRICO

POR: Ing. Miguel A. Chávez M.

GEOMECANICA LATINA S.A.

Ingeniería de rocas para la Estabilidad y Seguridad de excavaciones

-INTRODUCCIÓN

-PARÁMETROS IN PUT PARA MODELOS GEOMECÁNICOS.

-PROPIEDADES DEL MACIZO ROCOSO.

-ESTADO DE ESFUERZOS IN SITU.

-MEDICIÓN DE LOS ESFUERZOS IN SITU.

-INFLUENCIA DE LOS ESFUERZOS EN LOS MODELOS NUMÉRICOS.

-CONCLUSIONES



PRINCIPIOS BÁSICO DE APLICACIÓN - PHASES

INTRODUCCIÓNEn la última era, se han desarrollado diversos programas dedicados al desarrollo de la Minería y Obras civiles.

Un aporte importante a sido el desarrollo de la metodología de Elementos Finitos el cual introduce al mercado diversos programas que tienen como INPUT parámetros intrínsecos de una estructura, Parámetros del Estado tensional in situ y condiciones de un determinado macizo rocoso, y representan gráficamente el estado primario o modificado de esta en función a los parámetros ingresados (interactúan los datos entre si).



ALGUNOS DESARROLLOS





PERO … “TODO PROGRAMA O SOFTWARE GEOMECÁNICO, SERÁ SOLO UNA APROXIMACIÓN A LO QUE OBTENDREMOS IN SITU”.



POR LO TANTO … “ES NECESARIO QUE LOS DATOS DE IN PUT SEAN LO MAS REALES POSIBLES,

PARA TENER UNA APROXIMACIÓN, LO MAS APROXIMADAMENTE POSIBLE A LA REALIDAD”.



IN PUT PARA UN MODELAMIENTO GEOMECÁNICO

PROCEDIMIENTO GENERAL PARA LA EVALUACIÓN MEDIANTE TÉCNICAS NUMÉRICAS EN GEOMECÁNICA





PROPIEDADES DEL MACIZO ROCOSO



INSTRUMENTACIÓN PARA LA DETERMINACIÓN DE LA RESISTENCIA DE LA ROCA

MARTILLO DE SCHMIDT Y CUNA PARA ENSAYO DE TESTIGOS DE ROCA

EQUIPO DE CARGA PUNTUAL DIGITAL

EQUIPO DE CARGA PUNTUAL MANUAL



EJEMPLO DE APLICACIÓN EN MINA SUBTERRÁNEAMARTILLO DE SCHMIDT

CUADRO DE CORRELACIÓN: REBOTE vs. RESISTENCIA CONSIDERANDO ANGULO DE ENSAYO Y DENSIDAD DEL MATERIAL ENSAYADO

DETERMINACIÓN DE LA RESISTENCIA DEL MACIZO ROCOSO (ZONIFICACIÓN)

Mina – CasapalcaPerú



EJEMPLO DE APLICACIÓN EN MINA SUBTERRÁNEAMARTILLO DE SCHMIDT Y EQUIPO DE CARGA PUNTUAL

ENSAYO PARA LA DETERMINACIÓN DE LA RESISTENCIA A LA COMPRESIÓN EN MUESTRAS DE MINA Y/O SONDAJES

Zonificación - Resistencia

LOGEO GEOMECÁNICO EN SONDEOS DIAMANTINOS

Mina Yauliyacu

ZONIFICACIÓN GEOMECÁNICA DE ESTRUCTURAS EN BASE A LA EVALUACIÓN DE LA RESISTENCIA



ESTADO DE ESFUERZOS IN SITU



EL ESTADO TENSIONAL EXISTENTE EN UN PUNTO, ES EL RESULTADO DE LA ACCION DE TODOS LOS PROCESOS GEOLOGICOS QUE HAN ACTUADO EN DICHO PUNTO.

A ESTE ESTADO PODEMOS DENOMINARLO :

“ESTADO DE ESFUERZOS VIRGEN,

NATURAL O IN SITU”

DEFINICIÓN

ENFOQUE DE LAS MEDICIONES DE ESFUERZOS IN SITU EN EL PERÚ

En nuestro País, el aspecto de esfuerzos tectónicos se a tratado en una forma muy somera, por ejemplo, en lo

referido al input de Esfuerzos, ha sido trabajar con datos empíricos (copiados de modelos no reales a nuestro

medio), utilizados para realizar diseños y modelamientos. Como es lógico, estos datos no son

capaces de arrojar situaciones próximas a la realidad in-situ del estado tensional de una excavación y su uso es más teórico que un aporte práctico a los requerimientos

de una Mina.





OBJETIVO DE LAS MEDICIONES DE ESFUERZOS EN EL PERÚ

k = shmd/sv

0

200

400

600

800

1000

1200

1400

1600

0 1 2 3 4 5

Pro

fun

did

ad

va

jo la

su

pe

rfic

ie z

(m

etr

os

)

Chile

K=1000/H+0.3

K=50/H+0.4

k - Chile



PRINCIPALES TIPOS DE ENSAYOS PARA LA DETERMINACIÓN DE ESFUERZOS IN SITUCATEGORÍA TIPO DE ENSAYO TIPO DE ROCA

Ensayo adyacente a la superficie Gato Plano (Flat Jack) Elástica y Viscoelástica de roca expuesta. 0 - 1 mt. Roseta Superficial Elástica

Overcoring - Borehole Deformation Gage (BDG) de la U.S. Bureau of Elástica Mines

Ensayos de Perforaciones de Celda de Deformación Biaxial Elástica poca profundidad. 5 - 30 mt. Doorstopper

Celda de Deformación Triaxial Elástica (CSIRO, LNEC, CSIR)

Medidor Fotoelástico Elástica

Téc

nica

s de

Rel

ajac

ión

Gato Curvado Elástica Ensayos realizados en

pozos a gran profundidad Fracturamiento Hidráulico Elástica y Viscoelástica sobre los 30 metros



INSTRUMENTACIÓN Y MEDICIÓN DE LOS ESFUERZOS IN SITU

INSTRUMENTACIÓN PARA LA MEDICIÓN DE ESFUERZOS IN SITU POR EL MÉTODO DEL OVERCORINGMina Poderosa - Perú



INSTRUMENTACIÓN GEOTÉCNICA – GEOMECÁNICA EN EXCAVACIONES SUBTERRÁNEAS

SENSOR BOREHOLE DEFORMATION GAGE - BDG Y ACCESORIOS

PERSONAL CAPACITADO PARA EL TRABAJO DE MEDICIONES



METODO OVERCORING CON SENSOR BDG DE LA USBM

C) UBICACIÓN DEL SENSOR BDG EN LA PERFORACIÓN INTERIOR

D) SE SOBREPERFORA CON 6 ¨ Y SE MIDE LA DEFORMACIÓN

A) PERFORACIÓN DE 6 ¨ DE DIÁMETRO

B) PERFORACIÓN DE EX CONCÉNTRICA A LA DE 6 ¨

En lo fundamental, los procedimientos a seguir para el Overcoring son según se muestra en las Figuras, y consisten en las siguientes etapas :

DETERMINACIÓN DEL ESTADO DE ESFUERZOS TECTÓNICOS IN SITU

Los cálculos en gabinete son realizados mediante algoritmos computacionales y software

desarrollados para este fin, por tal razón la información registrada es sometida a un proceso de

selección basado en los siguientes criterios:

- Diagnóstico de las curvas de relajación.

- Orientación de los esfuerzos principales biaxiales en un plano perpendicular al eje de perforación.

PRESENTACIÒN DE LOS RESULTADOS



ORIENTACIÓN DE ESFUERZOS

z

S

E

N

W

s1

s3

s2



PRESENTACIÒN DE LOS RESULTADOS

MAGNITUDES DE ESFUERZOS



¿POR QUE ES NECESARIO LA EVALUACIÓN DEL ESTADO DE ESFUERZOS IN SITU Y COMO INFLUYE

EN LA MINERÍA SUBTERRÁNEA?

ESTADO DE ESFUERZOS



TECTÓNICA DE PLACAS: INFLUYE EN ORIENTACIÓN, DEFINIDO MEDIANTE EVALUACIONES PUNTUALES

INFLUENCIA DEL ESTADO ESTRUCTURAL EN LA ESTABILIDAD DE ESTRUCTURAS SUBTERRÁNEAS



SÍSMICA GLOBAL: INFLUYE EN LA ACTIVACIÓN Y DESCARGA DE ENERGÍA DE ESFUERZO

ESTA ORIGINA LA DESCARGA DE ENERGÍA EN CIERTOS PUNTOS DE LA CORTEZA

“ES LA ACCIÓN CIRCULANTE DE LA ENERGÍA QUE SE LIBERA DE LA TECTÓNICA Y OTROS PARÁMETROS DINÁMICOS LOCALES” ROCKBURST




ESTRUCTURAS GEOLÓGICAS: INFLUYEN EN EL CAMBIO DE ORIENTACIÓN Y DISTURBANCIA DE ESFUERZOS




INFLUENCIA DE LA ORIENTACIÓN DE ESFUERZOS EN LA ESTABILIDAD DE ESTRUCTURAS SUBTERRÁNEAS

CON ORIENTACIÓN DE ESFUERZOS CLÁSICAMENTE UTILIZADOS (NO VÁLIDO)

CON ORIENTACIÓN DE ESFUERZOS EVALUADOS (VÁLIDO)

ESTUDIOS REALIZADOS (et al. M. Chávez, GLSA), HAN DEMOSTRADO QUE VARIACIONES DE MAS DE 10º, YA TRAEN RESPUESTAS DIFERENTES ENTRE MODELOS



INFLUENCIA DE LA GEOMETRÍA DE LAS EXCAVACIONES EN LA ESTABILIDAD DE ESTRUCTURAS SUBTERRÁNEAS

ESTUDIOS REALIZADOS (et al. M. Chávez, GLSA), HAN DEMOSTRADO TAMBIÉN QUE: NO CONSIDERAR LA VERDADERA GEOMETRÍA DE LAS EXCAVACIONES TRAEN CONSIGO DIFERENTES RESULTADOS DE INTERPRETACIÓN. A ALTOS ESFUERZOS ES A VECES FAVORABLE EL USO

DE EXCAVACIONES SEMI CUADRADAS.



sz = 9.18 Mpa

sx = 8.97 Mpa sy = 21.30 Mpa

sz = 9.18 Mpa

SECCION 1 SECCION 2

INFLUENCIA DE LA ORIENTACIÓN DE LAS EXCAVACIONES EN LA ESTABILIDAD DE ESTRUCTURAS SUBTERRÁNEAS

ESTUDIOS REALIZADOS (et al. M. Chávez, GLSA), HAN DEMOSTRADO TAMBIÉN QUE: ES NECESARIO EL CONOCIMIENTO DEL ESTADO DE ESFUERZOS IN SITU, PARA MODELAR SECCIONES EN UN MISMO NIVEL. LAS VARIACIONES SEGÚN SEA EL CASO, ES CONSIDERABLEMENTE DIFERENTE.





CONCLUSIONES

Naturalmente, esta alternativa de OPTIMIZACIÓN solo puede conseguirse a través de un adecuado conocimiento en magnitud y orientación de los esfuerzos tectónicos presentes, para lo cual es necesario realizar mediciones directas in-situ.

La continua profundización minera en nuestro País y su necesaria optimización a través de la búsqueda de adecuados diseños mineros, hacen surgir la necesidad de iniciar la investigación de los esfuerzos presentes en el subsuelo rocoso, para utilizarlas como un argumento más en la optimización de los diseños mineros, de modo de proyectar las configuraciones geométricas de tal manera de usufructuar de estos patrones tectónicos.



-El conocimiento del estado de esfuerzos tectónicos constituye uno de los parámetros de mayor importancia

en el diseño, la estabilidad y seguridad de la infraestructura de cualquier excavación subterránea.

-Por los problemas actuales de estabilidad de las excavaciones Mineras en nuestro País, se JUSTIFICA plenamente la necesidad de investigar los esfuerzos

presentes.





AVANCES PARA UNA LEY TECTONICA PARA EL PERÚ

k = Esf. Horizontal medio(shmed.)/ Esf. Vertical (sz)

0

500

1000

1500

2000

2500

3000

0.0 0.5 1.0 1.5 2.0 2.5 3.0 3.5

Pro

fun

did

ad v

ajo

la s

up

erfi

cie

z (

m)

AustraliaEE.UUEscandinaviaAfrica del SurOtras Reg.CanadáChileE. MáximoE. MínimoPerúE. MedioNORTECENTROSURShorey (1994)

EL SOSTENIMIENTO DE TÚNELES BASADO EN LAS CLASIFICACIONES

GEOMECÁNICAS

• CLASIFICACIONES GEOMECANICAS ANTIGUAS• CLASIFICACIONES GEOMECANICAS MODERNAS

EL SOSTENIMIENTO DE TÚNELES BASADO EN LAS CLASIFICACIONES GEOMECÁNICAS

• CLASIFICACIONES GEOMECANICAS ANTIGUAS• Se acepta que fue Terzaghi (1946) quien propuso la

primera clasificación del terreno orientada a la construcción de túneles. Sus datos provenían de túneles sostenidos fundamentalmente por cerchas metálicas. A partir de los años 50 fue generalizándose la utilización del bulonado y el hormigón proyectado en la construcción de túneles para usos civiles. La clasificación de Lauffer de 1958 refleja perfectamente el uso combinado de cerchas, bulonado y hormigón proyectado en la construcción de túneles en roca. Esta clasificación está, por otra parte, muy vinculada al surgimiento del Nuevo Método Austriaco (NATM) en centroeuropa

• Su utilización requiere, sin embargo, la experiencia directa en obra y es poco práctica en las fases de proyecto y anteproyecto.

• Las que podemos denominar clasificaciones modernas (Sistema RMR (Bieniawski) y Q (Barton)) intentan un mayor grado de objetividad. Se trata en los dos casos de combinar atributos del macizo rocoso (de tipo geológico, geométrico y tensional) en un número único relacionado con la calidad global de la roca. A su vez, este número permite, a través de la experiencia recogida en su utilización en casos reales, la definición de un sostenimiento del túnel y la estimación de otros parámetros o datos de interés (resistencia del macizo rocoso, tiempo de estabilidad de una excavación no sostenida

• Las clasificaciones geomecánicas están adaptadas a los macizos rocosos (como contraposición a los suelos). La transición suelo-roca es siempre difusa. El término "roca blanda", bastante generalizado, define esta transición. La resistencia a compresión simple, qu de la roca intacta proporciona un criterio, utilizado por muchos autores, para clasificar la roca (Fig.1). Los criterios son dispares pero en general se acepta que resistencias inferiores a 1 MPa son ya típicas de los suelos.

• En este capítulo se describen las clasificaciones "antiguas", las que podemos denominar "modernas", se exponen las recomendaciones de todas ellas para el sostenimiento de túneles y se mencionan las críticas que han recibido. A lo largo del tiempo, alguna de estas clasificaciones ha recibido pequeños cambios en algún aspecto. Las descripciones y tablas que aquí se recogen corresponden aproximadamente a las versiones en uso a finales de los 80. Las clasificaciones de Bieniawski (RMR) y Barton (Q) son de los años 1973 y 1974 respectivamente y el resto fueron propuestas en fechas anteriores.

• Ingeniería

CLASIFICACIONES ANTIGUASTERZAGHI (1946)

• Terzaghi clasifica el terreno en diez categorías y proporciona la "carga de roca" o tensión vertical que soportarían las cerchas de sostenimiento de un túnel construido por procedimientos tradicionales. Refleja la práctica habitual de los años 1930-1970 en Norteamérica. Los conceptos de Terzaghi en relación con el comportamiento del terreno están sintetizados en la Fig. 2. La clasificación original fue modificada por Deere et al (1970) y se recoge en la Fig. 3.

• Crítica: Inadecuada cuando se utilizan las técnicas modernas de construcción de túneles en roca que hacen uso intensivo de hormigón proyectado y bulonado. La clasificación de la roca es poco objetivable

LAUFFER

Basó su clasificación en los trabajos de la "Escuela Austriaca" que condujeron a la introducción del NATM. Introdujo el concepto de tiempo de estabilidad de la excavación para una luz o dimensión libre sin sostener. Es la relación entre ambas variables (luz libre y tiempo de estabilidad) la que permite establecer siete categorías de roca (Fig.4).

Tiempo de estabilidad de la excavación VS longitud libre

La roca no se clasifica a partir de datos geológicos o geotécnicos sino a partir de su respuesta frente a la construcción de una excavación subterránea. Requiere, pues,experiencia previa o datos de la propia excavación. A partir de esta clasificación, Rabcewicz y Müller sintetizaron los métodos de excavación y sostenimiento de acuerdocon su experiencia en la aplicación del NATM. (Fig. 5).

Crítica: La clasificación no responde a datos objetivos de los macizos rocosos.

DEERE ET AL (1967)

A partir de la definición del índice de calidad de roca RQD propuesto por Deere en1964, se propone una simple clasificación de la calidad de la roca en 5 categorías. Ladefinición de RQD, la clasificación de la roca, la relación entre el "Factor de Carga" deTerzaghi y RQD (propuesta por Cording et al, 1972) y la propuesta de Merrit (1972)para decidir el tipo de sostenimiento en función del RQD aparecen en la Fig. 6.

Deere et al (1970) hicieron una serie de recomendaciones para el sostenimiento de túneles en función del RQD (Fig. 7). La novedad de esta propuesta es que introducencomo método alternativo al tradicional (explosivos) la utilización de máquinas tuneladoras o topos (TBM).

Crítica: El índice RQD forma parte de otros sistemas más elaborados de clasificación (RMR, Q) pero en sí mismo es insuficiente para describir el macizo rocoso. No tiene en cuenta, por ejemplo, la influencia del relleno de juntas, ni su orientación, ni la presencia de agua o su presión. Por otra parte, en "rocas blandas" masivas el RQD puede aproximarse a 100, aunque la calidad de la roca sea mediocre de cara a la construcción de túneles.

RSR (Rock Structure Ratio) (Wickham, Tiedemann and Skinner, 1972)

La propuesta del índice RSR en 1972 fue un avance importante en la clasificación de macizos rocosos. Por primera vez se construía un índice a partir de datos cuantitativos de la roca. Era pues, un sistema completo con menos influencia de aspectos subjetivos.Se calculaba sumando tres contribuciones (A, B y C) relacionados con aspectos

Crítica: Sesgado hacia el sostenimiento mediante cerchas. Pero fue un trabajo pionero similar al desarrollo posteriormente en relación con los sistemas RMR y Q.

CLASIFICACIONES MODERNAS Sistema RMR (Bieniawski 1973, 1989)

En este sistema el índice RMR se obtiene como suma de cinco números que son a su vez función de:

1.- la resistencia a compresión simple de la roca matriz2.- RQD3.- espaciamiento de las discontinuidades4.- condición de las discontinuidades5.- condición del agua6.- orientación de las discontinuidades

A partir del índice RMR es posible obtener:1. Una idea del tiempo de estabilidad de excavaciones sin

soporte (Fig.12). 2. Unas recomendaciones para el sostenimiento en túneles de

forma de arco de herradura 10 m de ancho, construidos por el sistema convencional (voladura) siempre que la presión vertical sea inferior a 25 MPa (250 kg/cm2) equivalente a un recubrimiento de 100 m y asumiendo una γ = 2.7 T/m3 ; σV = 27 kg/cm2 (Fig.13).

3. Correlaciones con otras propiedades del macizo rocoso. Algunas correlaciones ya formaban parte de la clasificación original (Fig. 10).

Crítica: Se han señalado los siguientes aspectos (Kirsten, 1988):•De forma natural, el sistema de cálculo (suma de contribuciones de rango limitado) tiende a favorecer los índices medios de calidad.•Cambios radicales en un sólo parámetro (que pueden afectar de forma significativa a la respuesta del macizo rocoso, como sería el caso de la resistencia de las discontinuidades) afecta poco al índice global, debido, de nuevo, a la estructura del índice como suma de contribuciones.•El espaciamiento entre juntas parece sobrevalorado (aparece dosveces: de forma explícita e indirectamente en el RQD).•El sostenimiento que se propone es el definitivo. Bajo la filosofía del NATM es necesario, en ocasiones, considerar sostenimientosprimarios y secundarios que no están definidos.Más adelante se comparan entre sí los sistemas RMR y Q.

EVALUACIÓN GEOMECÁNICACARACTERIZACION DE MACIZO ROCOSO

U.S. National Comité on Rock Mechanics en 1974, define la mecánica de rocas como ciencia teórica y aplicada al comportamiento mecánico de la roca y de los macizos rocosos, esto es, aquella rama de la mecánica que trata con la respuesta de la roca y de los macizos rocosos al campo de fuerzas de su entorno físico. Esta disciplina distinta y coherente, su integración practica efectiva demanda su integración filosófica con otras áreas que trata con la respuesta mecánica de todos los materiales geológicos; todo esto en conjunto es lo se denomina la "geomecánica".

Los trabajos de investigación en la que se refiere diseño en estructuras rocosas deberán necesariamente tener su punto de partida en un estudio detallado de mecánica de rocas. Si bien la mecánica de rocas no resuelve innumerables problemas en la minería subterránea, si no que aumenta la eficiencia de los trabajos mineros.

Para evaluar y recolectar los datos de ingeniería geológica se ha considerado las aproximaciones estandarizados de la Sociedad Geológica de Londres (Anón, 1977) y Sociedad Internacional de Mecánica de Rocas (ISRM, 1978).

EVALUACIÓN DE DATOS DE INGENIERÍA GEOLÓGICASegún Hoek (1997), el macizo rocoso es raramente continuo, homogéneo e isotrópico; está siempre intersectada por una variedad de discontinuidades como fallas, juntas, planos de estratificación y otros. Entonces está claro, el comportamiento del macizo rocoso en excavaciones subterráneas depende de las características de la roca intacta y como de las discontinuidades.La evaluación desde punto de vista ingeniería geológica comprende en identificar los tipo litológicos, mapeo de las principales discontinuidades, identificación de los principales sistemas de juntas, levantamiento de registro de discontinuidades y evaluación de la naturaleza intrínseca de las discontinuidades.

MAPEO GEOLÓGICO – GEOTÉCNICO

El mapeo geológico consistió en identificar las unidades litológicas y cartografiar a detalle las principales discontinuidades en un plano rebatido de proyección axiométrica a escala 1:100. Las juntas o diaclasas y fallas han sido orientadas con la ayuda de brújula (rumbo y buzamiento) y las características intrínsecas fueron evaluadas con los lineamientos recomendados por el ISRM (1978). Los datos tomados en el campo estarán presentados en los Planos

El mapeo geológico y geotécnico facilita dividir al macizo rocoso en varias regiones que se diferencian por tener características diferentes y que son llamados "Dominios Estructurales". Cada región se caracteriza por tener una cierta homogeneidad litoestructural y generalmente coinciden con algún rasgo estructural principal como una falla, cambio de tipo de roca, cambios significativos en el espaciamiento o características de las discontinuidades, etc. Dentro de un mismo tipo de roca el macizo rocoso se divide en un número de pequeñas regiones estructurales, debido la intensidad de fracturamiento.

DISCONTINUIDADESAPLICACIÓN PRACTICA

DATOS DE CAMPO

M. Sc. Ing. Porfirio Poma Rique

Geomecánica de las discontinuidades geológicas y su influencia en la

caracterización del macizo rocoso

1° Curso internacionalde Geomecánica

HUARAZ NOVIEMBRE 2008

¿ROCAS Y SUELOS?

Son los materiales

más viejos y complejos

Su variedad es enorme

Propiedades muy variables en el tiempo y en el espacio

Son difíciles de describir,

definir y de medir

OBJETIVOS•Dar a conocer: la identificación y análisis de los parámetros de las discontinuidades geológicas, con fines de caracterizar en forma rápida y sencilla a un macizo rocoso.

OBJETIVOS•Con la caracterización de la masa rocosa se puede iniciar de manera racional, técnica y económica todos los procesos unitarios de las operaciones de minado

GENERALIDADES

INFORMACIÓN GEOMECÁNICA

* Muestreo de datos• Compatibilizar características de la roca con las excavaciones

Macizos rocosos incompetentes:Amerita una clasificación

Geotécnica de la masa rocosa

Macizos rocosos con matrizresistente y fracturados:

amerita clasificaciónde las discontinuidades

Inestabilidad de aberturas pordebilitamiento de la resistencia

de las discontinuidades

SET 2

MACIZO ROCOSO MOSTRANDO LOSSETS DE DISCONTINUIDADES

INESTABILIDAD POR DEBILITAMIENTO DE DISCONTINUIDADES

Levantamiento geológico detallado de las discontinuidades

Relacionar orientaciones de las discontinuidades con los de las aberturas

Si se mejoran la estabilidad:Diseño con refuerzo local

No se mejoran la estabilidad:Usos de refuerzos sistemáticos

Interacción de las característicasgeométricas de las discontinuidades

y las superficies de las aberturas

2

1

3

TUNEL

INFLUENCIA DE LA ORIENTACION DE LASDICONTIUNIDADES CON RESPECTO

A LA ORIENTACION DEL TUNEL

BLOQUE CRITICO

TUNEL

1

2

BLOQUES INESTABLES

ORIENTACIÓN DESFAVORABLEMENOS ESTABLE

ORIENTACIÓN FAVORABLEMAYOR ESTABILIDAD

ORIENTACIÓN DE LAS DISCONTINUIDADES CON RESPECTO

A LA ORIENTACIÓN DE LA ABERTURA SUBTERRÁNEA

SUPE

RFIC

IE D

E EX

CAVA

CIÓN MEDIO ROCOSO

ESPACIO VACÍO

KB = KEY BLOCK JB = JOINT BLOCK

INTERACCIÓN DE LOS PARAMETROS

GEOTÉCNICOS DE DISCONTINUIDAES

PROPIEDADES GEOMÉTRICAS

PROPIEDADES GEOMECÁNICAS

•ORIENTACIÓN

•ESPACIADO

•PERSISTENCIA

•NUMERO DE FAMILIAS

•RUGOSIDAD

•RESISTENCIA AL CORTE

•ABERTURA

•RELLENO

•FLUJO DE AGUA

TAMAÑO, Y FRACTURACIÓN (RQD)

NÚMERO DEFAMILIAS

PERSISTENCIA ESPACIAMIENTO

Determinado por

MACIZO ROCOSO POCO FRACTURADO

FORMA DE BLOQUES ROCOSOS

ESPACIAMIENTOPROMEDIO DE

DISCONTINUIDADES

ORIENTACIÓNMEDIA DE LAS

DISCONTINUIDADES

Resultado de

FORMA BLOQUES ROCOSOS

ESTABILIDAD DE LAEXCAVACIÓN SUBTERRÁNEA

ORIENTACIÓNMEDIA DE LASDISCONTINUID.

ORIENTACIÓNMEDIA DE LASSUPERFICIE DEEXCAVACIÓN

Lo definen

TAMAÑO DE LA ABERTURA

SUBTERRÁNEA

RESISTENCIA AL CORTEY DEFORMACIÓN EN LOS

PLANOS DE DISCONTINUIDADES

RUGOSIDAD ABERTURA RELLENO AGUA

Controlado por

CARACTERIZACIÓNDE LA MASA ROCOSA

CARACTERIZACIÓN DEL MACIZO ROCOSO

1°Parámetros de las discontinuidades

GSI(RMR)

2°Parámetros de la roca intacta

Resistencia compresiva

Valor de mi

PARÁMETROS DE LASDISCONTINUIDADES

ESTEREOGRAMASSOFTWARE DIPS

DATOS DEL MUESTREO GEOTÉCNICODE LAS DISCONTINUIDADES (303)

(34)

CLASIFICACIÓN DE MACIZO ROCOSO

• El comportamiento de probetas en laboratorio es muy distinto al comportamiento del macizo rocoso, producto de las discontinuidades y planos de debilidad

• Es necesario estimar el comportamiento del macizo rocoso a partir de mediciones de laboratorio y observaciones de la roca

• Sistemas de clasificación de macizos rocosos

Proceso de Escalamiento

UCSLab Caracterización del

Macizo Rocoso

Resistencia del Macizo Rocoso?

El Primer Intento Terzaghi (1946)

• Roca Intacta– No posee estructuras ni fallas

• Roca Estratificada – Contiene una estructura con baja

resistencia al corte y tracción• Moderadamente fracturado

– Las estructuras se encuentran cerradas y no se aprecia desprendimiento entre los bloques

• Bloques – Los fragmentos se encuentran

abiertos y no existe resistencia a la tracción

• Totalmente fracturado

DISCONTINUIDADES

Influencia de las Discontinuidades en la estabilidad de un túnel

PROBLEMAS DE ESTABILIDAD

Sobreescavación producida en un túnel

de trasvase

ESTRATIFICACION HORIZONTAL

•Caída de bloques•Roturas por flexión

ESTRATIFICACION INCLINADA

• Caída de cuñas y bloques


DISCONTINUIDADES


Sobreescavación producida en un túnel de

trasvase


DISCONTINUIDADES


Sobreescavación producida en un túnel de trasvase

ESTRATIFICACION VERTICAL-SUBVERTICAL

•Formación de chimeneas•Pandeo de estratos

Representación estereográfica de planos de discontinuidades

Intersección de discontinuidades con la

sección

REPRESENTACION Y ANALISIS DE DISCONTINUIDADES

Orientaciones preferentes de discontinuidades

Representación en bloques diagramas

REPRESENTACION Y ANALISIS DE DISCONTINUIDADES

REGISTRO LINEAL DE DISCONTINUIDADESLa estabilidad de excavaciones subterráneas en roca está casi siempre controlada por las discontinuidades naturales presentes en la masa rocosa. Una discontinuidad define cualquier plano, ya sea esta, una junta, un plano de cizalla, una falla, un contacto litológico, etc., que casi siempre son relativamente mas débiles que la roca intacta.

Registrar las discontinuidades mediante las técnicas conocidas, provee una base de datos cuantitativas y una descripción estadística del macizo rocoso. Esta información es necesaria para entender los mecanismos y la cinemática de las posibles fallas

• Según Hoek (1997), recomienda siempre que sea posible como mínimo, debe ser tomada cien (100) mediciones de buzamiento y dirección de buzamiento en cada dominio estructural.

• Un método comúnmente utilizado para el estudio de discontinuidades es el registrolineal, cuyos datos, es la base para análisis estadístico de discontinuidades queintervienen en la evaluación de la estabilidad subterránea.

TECNICAS DE REGISTRO LINEAL GENERAL

• La técnica de registrolineal consiste básicamente en registrar las principales discontinuidades que interceptan a una cinta métrica apoyada sobre la superficie de afloramiento rocoso(hastial del túnel) a una altura de la cintura del hombre.

• Las características de discontinuidades son registradas en el formato (registro lineal), en la cual se describen minuciosamente las características intrínsecas de las discontinuidades en el orden siguiente:

• Distancia a la intersección de las discontinuidades.• Dirección de buzamiento o rumbo (DBz ó Rb).• Buzamiento (Bz).• Longitud de la semi-traza. Tipo de terminación.• Tipo de discontinuidad (fallas, estratificación, tensión, corte).• Abertura (cerrada, muy cerrada, angosta, abierta y muy

abierta).• Relleno (limpia, decolorada, arcilla inactiva, arcilla activa).• Rugosidad (lisa ó estriada, ligeramente rugosa,

medianamente rugosa, rugoso y muy rugoso).• Ondulación (plana, poco ondulante y ondulante).• Presencia de agua subterránea (seco, solo signos, húmedo,

goteo y flujo

UNÍ VERI DAD NACIONAL DEL ALTIPLANO - PUNO

FACULTAD DE INGEMERIA GEOLÓGICA V METALÚRGICA CARRERA PROFESIONAL DE INGENIERÍA

GEOLÓGICA

REGISTRO LINEAL DE DISCONTINUIDADES FORMATO

N°01

PROYECTO: ESTUDIO GEOMECANICO Y DISEÑO DE SOSTENIMIENTO - MINA QUIRUVILCA SITIO: MINA

QUIRUVILCA DOMINIO ESTRUCTURAL: DE-1 PROGRESIVA: 0+000 a 0+033.6

REGISTRA

DO:

REVISADO:

FECHA:

HOJAN": 1

DE

E. MAQUERA R. E.

MAQUERA R.

SETIEMBRE, 2003 5

REGISTRO N"N°DL

DISCONT]

NUIDAD

LINEAORIENTACIÓN DEL

AFLORAMIENTO

DIMENSIONES DE

EXPOSICIÓN

CONDICIÓN DEL AFLORAMIENTO Litología:

AZIMUT INCLINACIÓN 206° 3 . 2 x 4 Fresca Decolorada Descompuesta

6 116 206° 10° X

Discontinuidad DISTANCIAORIENTAC DE LA

DISCONTINUIDAD

LONGITUD SEMI

- TRAZA

TERMINACIÓN TIPO ABERTURA RELLENO RUGOSIDAD ONDULACIÓN AGUA OBSERVACIONES

Distancia a la

intersección de ia

discontinuidad

(m)

oDirección de

buzamiento

(()")

Longitud de la

tra/.a por encima o

a la derecha de la

cinta

(m)

¡ si

5i1 SA

i-1 1i

:— A

4- Corte

5- Oíros Indicar

l- Cerrada 0 irnn

2- Muy angosta <O.I mm

iqc

1A

|C

i4

1

ii.A

|

13- Arcilla inacliva

4- Arcilla expansiva

1

1

i

I s i

A

13- Medianamente rugoso

}4

s ■ 2- Poco ondulante

3- Ondulante

, 2- Solo signos

3-1 lanuda

I4

5- Flujo (bajo, medio, alto

1 0 65 195 0.5 3 3 2 3 3 3

2 0.6 65 200 1.5 3 3 2 3 3 3

3 0.9 70 55 0,8 3 3 2 2 2 2 2

4 1.2 60 20 1.6 2 3 3 3 3 1

5 1,5 20 85 0.3 2 3 i 2 2 2

c 1.8 40 330 0.3

2 3 i 2 2 2

7 2 70 200 4 2 3 i 2 2 2

S 2.15 70 205 3 3 3 3 3 3 1

•> 2.3 80 160 1 3 3 4 4 1 2 2

10 2.45 55 260 1.2 2 3 3 3 3 3

11 2.5 20 180 2 3 3 2 2 2 1 2

12 2.5 80 230 1 2 3 i 2 3 1 1

13 3 75 330 1.2 3 3 2 2 2 2 1

14 3.3 30 15 0.5 2 3 2 2 2 2 1

15 3.9 80 60 2 2 3 2 2 2 2 1

16 4.05 50 175 2 3 3 3 4 2 1 2

17 4.3 62 190 1.5 2 3 2 2 3 1 2

18 4.5 50 180 4 i 3 2 3 2 2 1

19 4.7 10 205 3 3 3 2 3 2 2 1

20 4.8 65 150 3 3 3 2 3 2 2 1

21 5.2 40 350 1.2 3 3 2 3 2 > 2 1

22 5.7 60 80 0.35 2 3 i 1 3 1 2

23 6 50 130 1.5 3 3 2 2 4 1 1

24 6.7 20 300 1.5 2 3 i 1 2 2 1

25 7.1 30 150 1 2 3 2 2 2 1

FOf HIAT01: E. MAQ UERAR.

EVALUACION DE DISCONTINUIDADES

• PROYECCION ESTEREOGEAFICA• La proyección estereográfica es un sistema de

representación gráfico en el cual se proyecta la superficie de una esfera sobre un plano mediante haces de rectas que pasan por un punto, o foco. El plano de proyección es tangente a la esfera, o paralelo a éste, y el foco es el punto de la esfera diametralmente opuesto al punto de tangencia del plano con la esfera.

• La proyección estereográfica es conforme, es decir, conserva la verdadera magnitud de los ángulos en la proyección, de ahí que también se denomine proyección equiangular.

FALSILLA DE WULFF Y SCHMIDT

• Para trabajar con la representación estereográfica, se uso la falsilla de Wulf que se obtiene a partir de la proyección de los meridianos y paralelos de la esfera.

ESTEREOGRAMA

DIAGRAMAS

DIAGRAMA DE CÍRCULOS MÁXIMOS O DIAGRAMA BETA:• Únicamente se utiliza para la representación de elementos

planos. Se obtiene por proyección sobre el plano ecuatorial, del círculo máximo de la superficie plana considerada. Este círculo máximo representa la intersección del plano con la esfera.DIAGRAMA DE POLOS O DIAGRAMA PI:

• Cuando las medidas a representar en el diagrama son muy numerosas, la representación mediante círculos máximos puede dificultar la lectura de los resultados en la falsilla, por lo que se suele recurrir a los diagramas de polos o diagramas pi.

• En este tipo de diagramas se representan únicamente los polos de los planos o rectas, es decir la intersección de la recta con la esfera en el caso de elementos lineales o la intersección de la normal al plano con la esfera si se trata de elementos planos.

DIAGRAMA ß-DIAGRAMA PI

DIAGRAMA DE DENSIDAD DE POLOS

• La proyección estereográfica de un determinado elemento de la naturaleza, nunca es tan exacta como la de líneas y planos teóricos, ya que presentan irregularidades puntuales, falta de ajuste con la geometría ideal, en muchos casos, y posibles errores de precisión. Esto hace que se produzcan dispersiones que, dependiendo de su magnitud, pueden o no facilitar la interpretación de un polo o un círculo máximo. De ser así y producirse una gran dispersión de datos, será preciso recurrir a un análisis estadístico de una muestra grande de datos con el fin de determinar la dirección y buzamiento predominantes.

• Este análisis estadístico no se puede realizar mediante la proyección estereográfica ya que se

• producirá una gran concentración de puntos en la parte central del diagrama. Para realizar este análisis se recurre a la proyección equiareal, empleando la falsilla de Schmidt, que nos permite el recuento directo de los polos, calcular su valor estadístico por unidad de superficie y determinar las direcciones y buzamiento predominantes

PROBLEMAS RESUELTOS DE ESTEREOGRAMAS

• Dibujar el diagrama beta y Pi correspondientes a los planos siguientes:

• a)360º 30ºE, ‐• b)270º/60º, • c)090º 24ºS, ‐• d)045º 56ºSE, ‐• e)horizontal, • f)080º 90º ‐

Diagrama beta resulta

EVALUACION DE DISCONTINUDADES CON SOFTWARE DIPS

CONTORNOS

REPRESENTACION DE PLANOS

DIAGRAMA DE ROSSETE

REGISTRO DE RESUMENESSon registros que muestran resultados de

promedios y ponderaciones* * * * * * * * * * * * * * * * * * * * * * * *

* INTERPRETACIÓN DE REGISTROS LINEALES *

* Copyright : SVS Ingenieros S.A. *

* LUGAR : DE-1 (Rampa Negativa - Quiruvilca) *

* NUMERO TOTAL DE DISCONTINUIDADES : 116 *

* CÁLCULOS SIN PONDERACIÓN NI NORMALIZACIÓN *

* * * * * * * * * * * * * * * * * * * * * * * *

Dominios Estructurales Orientación de Cinta Longituddel

Registro(m)

Número de Discontinuid

adRegistro Lineal DE Litología Progresiva

(0+000)Azimut ( ° )

Inclinación (° )

1RAMP +

DE+6 Andesita tobácea ND ND ND ND ND

2 DE+5 Andesita tobácea 0+084 a 0+091.2 206° +10° 7.2 19

3 DE+4 Andesita tobácea 0+071 a 0+084 206° +10° 13 25



6 DE+1 Andesita brechaza 0+000 a 0+030 206° +10° 30 88

7 RAMP- DE-1 Andesita 0+000 a 0+047 206° -10° 47 116

8 DE-2 Andesita tobácea 0+047 a 0+095 206° -10° 48 100

9 DE-3 Andesita Porfirítica 0+095 a 0+135 206° -10° 40 86


11 DE-5 Andesita 0+160 a 0+250 206° -10° 90 127






Resumen de los Registros Lineales de CampoDonde: ND = No determinado.

FAMILIA N° 1 FAMILIA N° 2NUMERO DE DISCONTINUIDADES... 15 25ORIENT. ESTIMADA DEL PLANO... 79/307 84/215ÁNGULO DE DISPERSIÓN 30

75/311 30ORIENTACIÓN PROM. DEL PLANO.. 81/211ORIENTACIÓN PROM. DEL POLO... 15/131 09/031COEFICIENTE DE FISHER 28.08 18.09ESPAC. PROM., DESV. STD (m) . 1.299/1.199 2.132/2.657FRECUENCIA DE DISCONT 0.770 0.469* TIPO DE TERMINACIÓN- FUERA DE EXPOSICIÓN 1 6.7%) 5 20.0%)- EN ROCA INTACTA 7 7 46.7%)

46.7%)8 12 32.0%)

- EN OTRA DISCONTINUIDAD... 48.0%)* TIPO DE DISCONTINUIDADES- FALLA 0 0.0%) 6 24.0%)- ESTRATIFICACIÓN 0

114

0.0%) 73.3%) 26.7%)

0163

0.0%)- TENSIÓN 64.0%)- CORTE 12.0%)- OTROS ( ) . . . 0 0.0%) 0 0.0%)

* SEPARACIÓN DE LA ABERTURA- CERRADA 0 4 26.7%) 4 16.0%)- MUY ANGOSTA < 0.1 mm ... 4 26.7%) 7 28.0%)- ANGOSTA 0.1 - 1.0 mm .. 5 33.3%) 5 20.0%)- ABIERTA 1.0 - 5.0 mm.. 2 13.3%) 3 12.0%)- MUY ABIERTA > 5 mm .... 0 0.0%) 6 24.0%)

* TIPO DE RELLENO- LIMPIA 4 7 26.7%)

46.7%)2 8 8.0%)

- DECOLORADA 32.0%)- ARCILLA INACTIVA 0 0.0%) 7 28.0%)- ARCILLA EXPANSIVA 4 26.7%) 8 32.0%)- CLORITA, YESO O TALCO ... 0 0.0%) 0 0.0%)- OTROS ( ) .. 0 0.0%) 0 0.0%)

* TIPO DE RUGOSIDAD- LISA O ESTRIADA 2

5

13.3%) 33.3%)

9 6 36.0%)- LIGERAMENTE RUGOSA 24.0%)- MEDIANAMENTE RUGOSA 3 20.0%) 8 32.0%)- RUGOSA 5 33.3%) 1 4.0%)- MUY RUGOSA 0 0.0%) 1 4.0%)

* TIPO DE ONDULACIÓN- PLANA 2 13.3%) 6 24.0%)- POCO ONDULANTE 10 3 66.7%)

! 20.0%)15 4 60.0%)

- ONDULANTE 16.0%)Files Procesados: Deln.txt

EJEMPLO PRACTICO-MINA QUIOVILCA• ESTACIONES DE EVANTAMIENTO(QUIROVILCA)• Se levanto un total de quince (15) estaciones

de registro lineal. Cada registro corresponde a un dominio estructural (Tabla 3.1), abarcando toda el área del estudio. En el Plano 5 (Anexo 5), se muestra la ubicación de los dominios estructurales y en el Anexo 2 se presenta los formatos de cada registro lineal.

N° Reg Progresiva (m) Dominio Estructural

Orientación de Cinta Longitud (m) Número de Discontin.

Azimut Inclinación

Rampa Positiva

1 0+084 a 0+091 DE+5 206° +10° 7.2 19

2 0+071 a 0+084 DE+4 206° +10° 13.. 25

3 0+051 a 0+071 DE+3 206° +10° 20 57

4 0+030 a 0+051 DE+2 206° +10° 21 85

5 0+000 a 0+030 DE+1 206° +10° 30 88

Rampa Negativa

6 0+000 a 0+047 DE-1 206° -10° 47 116

7 0+047 a 0+095 DE-2 206° -10° 48 100

8 0+095 a 0+135 DE-3 206° -10° 40 86

9 0+135 a 0+160 DE-4 206° -10° 25 78

10 0+160 a 0+250 DE-5 206° -10° 90 127

11 0+250 a 0+275 DE-6 206° -10° 25 53

12 0+275 a 0+315 DE-7 206° -10° 40 67

13 0+315 a 0+325 DE-8 206° -10° 10 36

14 0+325 a 0+410 DE-9 206° -10° 85 162

15 0+410 a 0+459 DE-10 206° -10° 49 41

ANALISIS ESTADISTICO GEOESTRUCTURAL DEDISCONTINUIDADESEl análisis estadístico geoestructural de discontinuidades se pueden efectuar por dos métodos.

• Primero se puede usar el método manual la cual consiste en

procesar los datos manualmente y obtener resultados; no es recomendable en caso que numero de discontinuidades superen 100 datos, debido a que frecuentemente se corre el riesgo de cometer errores humanos.

• Segundo se efectúa con la ayuda de programas de cómputo; que se usaron en el presente trabajo de investigación, cuyo procedimiento de los métodos se detallan en el ítem 3.1.3.2 y los resultados de análisis estadístico se muestran desde la Tabla 3.2 a la Tabla 3.16.

CASO PRACTICO (QUIROVILCA)ANALISIS ESTADISTICO DE DISCONTINUIDADES

• Una vez elaborado la tabal de registro lineal así como la tabla de resúmenes se efectúa el análisis estadístico de cada de los parámetros establecidos en el desarrollo de la progresisva

PROYECCIÓN ESTEREOGRÁFICA E IDENTIFICACIÓN DE FAMILIAS

• La representación gráfica de las discontinuidades resulta más efectiva, usando la técnica de proyección esférica o estereográfica, en la cual un plano es representado en un espacio tridimensional, por un círculo máximo en una proyección bidimensional.

• Existen dos tipos de proyecciones estereográficas para generar las redes meridionales y polares que son las de áreas iguales (equiareal) conocidas como la proyección Lambert ó Schmidt y de ángulos iguales (equiangular) conocida como proyección estereográfica de Wulff.

El análisis estereográfico puede ser desarrollado por dos métodos, métodos manuales y métodos en programas en computo. El primer método es efectuado manualmente sobre plantillas de red estereográfica con papel transparente, como describe 6Hoek y Bray (1981) o Hoek y Brown (1980).

El segundo método utiliza programas cómputo como el DIPS. No hay diferencia entre ambos métodos, así la elección de cual proyección usar es materia de preferencia personal; es esencial que las dos proyecciones ya sean manuales o computarizadas nunca sean mezcladas.

Excavaciones Subterráneas en Roca por Hoek & Brown (Pag.71 al 93) y Rock Slope Engineering por Hoek & Bray (Pág. 37 al 53).

• ANÁLISIS DE LAS CARACTERÍSTICAS DE LAS DISCONTINUIDADES

• Con el programa SCANL® (© SVS Ingenieros S.A.), se efectuó el análisis estadístico de las características discontinuidades para cada familia determinada con el programa DIPS.

• Con ayuda del programa, es posible determinar las características geomecánicas promedio de cada familia. Los resultados determinados en la rampa se muestran desde la Tabla 3.2 al Tabla 3.16, y en el Anexo 2 se presentan los resultados de análisis estructural en SCANL.

Características Principales Sistema de Discontinuidades

Familia N° 1 Familia N° 2: Aleatoria

Orientación (Bz / DBz) 63/213 73/194

Terminación En otra discontinuidad Fuera de exposición

Tipo de discontinuidad Tensión y corte Corte

Abertura Muy abierta Muy abierta

Relleno Arcilla expansiva Arcilla expansiva

Rugosidad Lisa o estriada Lisa o estriada

Ondulación Plana Poco ondulante

Agua Húmedo a goteando Húmedo a goteando

PRINCIPALES SISTEMAS Y CARACTERÍSTICAS GEOMECÁNICAS (DE+5 – RAMPA POSITIVA-CASO PRACTICO

Características Principales Sistema i de discontinuidades

Familia N°2 Familia N°l: Aleatoria


Terminación En roca intacta Fuera de exposición

Tipo de discontinuidad Corte Tensión

Abertura Muy angosta Muy angosta

Relleno Decolorada Arcilla expansiva

Rugosidad Medianam. Rugosa Lisa o estriada

Ondulación Plana Poco ondulante

Agua Húmedo Húmedo

Principales sistemas y características geomecánicas (DE+4 - Rampa

Positiva-CASO PRACTICO-MINA QUIRUVILCA)

Características *Principales Sistema de Discontinuidades

Familia N°l: Aleatoria Familia N°2: Aleatoria


Terminación En otra discontinuidad En roca intacta

Tipo de discontinuidad Tensión Corte

Abertura Muy angosta Angosta a muy angosta

Relleno Limpia Limpia a decolorada

Rugosidad Lisa Lig. rugosa

Ondulación Poco ondulante Plana

Agua Seco a lig. húmedo Seco a lig. húmedo

Principales sistemas y características geomecánicas (DE+3 - Rampa Positiva-Caso Práctico Mina quiruvilca)

* Los sistemas de juntas no lleva un patrón definido.

EVALUACION GEOMECANICA DE MACIZOCARACTERIZACION DE MACIZO ROCOSO

Las clasificaciones geomecánicas tienen por objeto caracterizar un determinado macizo rocoso en función de una serie de parámetros a los que se les asigna un cierto valor. Por medio de la clasificación se llega a calcular un índice característico de la roca, que permite: Describir numéricamente la calidad del macizo rocoso.

Es una herramienta muy útil en el diseño y construcción de obras subterráneas, pero debe ser usada con cuidado para su correcta aplicación, pues exige conocimientos y experiencia por parte de quien la utiliza. Las clasificaciones pueden ser usadas en la etapa de Proyecto y también durante la Obra.

En la etapa de Proyecto, permiten estimar el sostenimiento necesario en base a las propuestas del autor de cada sistema de clasificación, mientras que durante la Obra, permiten evaluar la calidad del terreno que se va atravesando conforme avanza la excavación del túnel y aplicar el sostenimiento correcto en cada caso

OBJETIVOS

• Estimación de la calidad del macizo rocoso y de los parámetros de resistencia.

• Definir las necesidades de sostenimientos.• Estimar el tiempo de autosostenimiento.• Evaluar la estabilidad de las excavaciones.• Facilitar la planificación y el diseño de estructuras

en roca, proporcionando datos cuantitativos necesarios para la solución real de los problemas de ingeniería.

RMR: Rock Mass Rating (Bieniawski, 1976)

1. Resistencia a la compresión simplea. Laboratoriob. Ensayo de carga puntual en

terreno

2. RQD

3. Espaciamiento de discontinuidades (se mide en testigos)

a. Se utiliza el sistema más relevante

4. Condición de discontinuidadesa. Descripción de “aspereza” de la

superficieb. Material de relleno

5. Flujo de aguaa. Flujo de agua en excavación

subterránea (si está disponible)b. Presión de agua en

discontinuidadesc. Se mide en lab también

6. Orientación de discontinuidadesa. Depende de aplicaciónb. No es fácil de determinar

i. Mapeo de excavacionesii. Mapeo de piques

Combina 6 factores asignándoles puntajes:

VALORACION DE PARAMETROS PARA CLASIFICACION DE BIENIAWSKI (R.M.R)

• El sistema de clasificación Rock Mass Rating o sistema RMR fue desarrollado por Z.T. Bieniawski durante los años 1972- 73, y ha sido modificado en 1976 y 1979, en base a más de 300 casos reales de túneles, cavernas, taludes y cimentaciones. Actualmente se usa la edición de 1989, que coincide sustancialmente la con de 1979. Para determinar el índice RMR de calidad de la roca se hace uso de los seis parámetros del terreno siguientes:

• La resistencia a compresión simple del material.• El RQD (Rock Quality Designation).• El espaciamiento de las discontinuidades.• El estado de las discontinuidades.• La presencia de agua.• La orientación de las discontinuidades.

DESCRIPCION DE PARAMETROS GEOMECANICOS PARA VALORACION

REPASO

1.-RESISTENCIA COMPRESIVA UNIAXIAL(RCU)

RCU= Mpa

2.-NDICE DE CALIDAD DE LAS ROCAS, RQD(MUESTRAS DIAMANTINAS) • Se basa en la recuperación modificada de un testigo (El porcentaje de la

recuperación del testigo de un sondeo). • Depende indirectamente del número de fracturas y del grado de la alteración del macizo

rocoso.

• Se cuenta solamente fragmentos iguales o superiores a 100 mm de longitud.

• El diámetro del testigo tiene que ser igual o superior a 57.4 mm y tiene que ser perforado con un doble tubo de extracción de testigo.

• Formula alternativa (cuando no hay sondeos):• RQD=115-3.3Jv.

Para Jv > 4.5RQD=100Para Jv < 4.5

• Jv: Número de juntas identificadas en el macizo rocoso por metro cubico

RQD (%) Calidad de roca

≤ 25 Muy mala

25 – 50 Mala

50 – 75 Regular

75 – 90 Buena

90 – 100 Excelente

• RESISTENCIA DE LA ROCA

• Tiene una valoración máxima de 15 puntos, y puede utilizarse como criterio el resultado del ensayo de resistencia a compresión simple o bien el ensayo de carga puntual (Point Load).

• Tiene una valoración máxima de 20 puntos. Se

denomina RQD de un cierto tramo de un sondeo a la relación en tanto por ciento entre la suma de las longitudes de los trozos de testigo mayores de 10 cm y la longitud total del sondeo.

RQD: Rock Quality Designation Index (Deere et al., 1967-1989)

RQD: Rock Quality Designation Index (Deere et al., 1967)

• RQD: % del testigo intacto de más de dos veces el diámetro del testigo.– A partir de testigos de

sondajes de al menos 54.7 mm de diámetro.

– RQD es un parámetro direccional.

– Fracturas por manejo deben ser ignoradas.

vJRQD 3.3115

vJCuenta de fracturas volumétricas. Número de fracturas por metro sumando todos los sets estructurales.

La clasificación de Deere o del RQD (RQD = Rock Quality Designation) se funda en la cuantificación del grado de fractura de la roca.

RQD = ROCK QUALITY DESIGNATION

Permite la obtención de un índice, que es un valor cuantitativo que representa el índice de la calidad del macizo rocoso, teniendo en cuenta las características del testigo recuperado en una perforación.

• Así, realizando una perforación con maquinaria específicamente empleadas en estas operaciones, puede evaluarse la calidad del macizo rocoso subyacente sobre la base del análisis del material que se obtiene de esa perforación.

• Ordinariamente, se contempla entonces la planificación de una serie de perforaciones según el trayecto previsto del túnel o de la traza vial o ferroviaria y se obtienen las características en cada punto.

• En función de la homogeneidad o herterogeneidad observadas, se realizan perforaciones complementarias para clarificar la situación en zonas que podrían ser consideradas a priori como críticas.

• Los testigos se van colocando en cajones especiales en cuyos bordes constan las progresivas de profundidad (LOGUEO)

• De una perforación pueden extraerse trozos enteros de roca (donde la roca no está fracturada) hasta que se encuentra una discontinuidad en la masa rocosa (el testigo se interrumpe).

• Esta llegada a una discontinuidad puede significar que es simplemente una fractura o una diaclasa limpias o con algún material intermedio.

• Pero también puede tratarse de una zona de roca muy fracturada, de la cual sólo se extraen trozos de roca, contabilizándose el espacio de esta parte, si se trata de una transición.

• Todos estos trozos enteros de testigo o estas partes de roca fracturada se miden y se contabilizan para entonces aplicarlos a una fórmula de cálculo.

• La condición para ser contabilizadas es que éstas tengan una longitud mayor que 0,1 m

FACTOR DE RECUPERACIÓN EN PERFORACIÓN DE ROCAS-LOGUEO DE DIAMANTINOS

Malla 3D de una caverna y galerías de acceso en una estación del Metro deAtenas

Elaborar base de datos mediante la descripción de sondajes (taladros que contiene las muestras de rocas) con la finalidad de realizar la interpretación de las secciones geológicas, caracterizar el macizo rocoso y el modelamiento en software del cuerpo mineralizado.

LOGUEO

SISTEMATIZACION DE DIAMANTINOS

Describir en la hoja de logueo las características de las rocas (estructuras, minerología, litolgía,etc.)

Realizar el control de calidad (qa/qc) de los testigos (muestras de rocas), utilizando muestras patrones.

Realizar la actualización de la base de datos de perforación diamantina. esta data contiene sondajes (taladros que contiene las muestras) de diamantina.supervisar y controlar los puntos de perforación (cámaras diamantina).

El logueo de los taladros se realiza generalmente a medida que avanza la perforación, durante el logueo se levanta toda la información posible: Nivel, Nro. Muestra, Diámetro del núcleo, Tope de Yeso, Mineralización, Roca, Alteración, RQD, Densidad, Presencia de minerales (py, cpy, mo, cc, bn, cv), intensidad de alteración, etc

De manera similar el área de Geotécnia obtiene información geotécnica que le permita clasificar el macizo rocoso para el análisis de estabilidad de taludes.

La información proveniente del logueo, se lleva en diferentes formatos a una base de datos para su fácil procesamiento, en el mercado existen diferentes software que permiten guardar toda esta información de manera sencilla, es aun común ver que se usan planillas en Excel para guardar esta información, pero definitivamente es mejor tener esta información en un manejador de base de datos.

COORDENADAS Y DIRECCION DE TALADROS

Primer procedimiento

Se calcula midiendo y sumando el largo de todos los trozos .

A partir de los testigos obtenidos en la exploración. Medida del RQD en testigos de Exploración 150

Se deben incluir los discos del núcleo ocasionados

= Suma de la longitud de testigos superiores a 10 cm = Longitud total de sondeo

(RQD) Rock Quality DesignationDesarrollado por Deere entre 1963 y 1967Varios tipos de procedimientos

Porcentaje de RQD

RQD Rock mass quality

<25% muy pobre

25-50% pobre

50-75% normal

75-90% bueno

90-100% muy bueno

Comparativa

RECUPERACIÓN DE UN SONDEO-DIAMANTINOS

Don U. Deere definió entre 1963 y 1967 su RQD, o Rock Quality Designation

• Geotecnia ( mas comodo y facil de usar)

• RQD pasó a formar parte de las clasificaciones geomecánicas más habituales

Usos

Desventajas

• No sirve para suelos

• Se desarrolló para rocas ígneas

• No debe tenerse en cuenta en el caso de roturas por desecación,

retracción o tensiones longitudinales • Depende de la dirección del sondeo

• Hay que saber usarlo con precaución

3.-SEPARACION ENTRE DISCONTINUIDADES

• Tieneuna valoración máxima de 20puntos. El parámetro considerado es la separación en metros entre juntas de la familia principal de diaclasas la de roca.

4.- ESTADO DE LAS DISCONTINUIDADES • Es el parámetro que más influye, con una

valoración máxima de 30 puntos. Pueden aplicarse los criterios generales, en la que el estado de las diaclasas se descompone en otros cinco parámetros: persistencia, apertura, rugosidad, relleno y alteración de la junta.

5.- PRESENCIA DE AGUA • La valoración máxima es de 15 puntos. La

ofrece tres posibles criterios de valoración: estado general, caudal cada 10 metros de túnel y relación entre la presión del agua y la tensión principal mayor en la roca.

6.- ORIENTACION DE LAS DISCONTINUIDADES • Este parámetro tiene una valoración negativa, y oscila

para túneles entre O y -12 puntos. En función del buzamiento de la familia de diaclasas y de su rumbo, en relación con el eje del túnel (paralelo o perpendicular), se establece una clasificación de la discontinuidad en cinco tipos: desde muy favorable hastamuydesfavorable

• El RMR se obtiene como suma de unas puntuaciones que corresponden a los valores de cada uno de los seis parámetros enumerados. El valor del RMR oscila entre O y 100, y es mayor cuanto mejor es la calidad de la roca.

CALCULOS Y VALORACION DE LOS PARAMETROS


Clases de Macizo RocosoMuy Buena

BuenaRegular

MalaMuy Mala

Tabla 1: Puntaje según el valor del R.Q.D. (A)

R.Q .D . (%)

Puntaj e

90 - 100 20 75 - 90 17 50 -75 13 25 - 50 8

< 25 3

I nd ice del Ensayo de Carga Puntual

(MPa)

Resistencia a la Com presión Simple ( RCS )

(MPa)

Pun taj e

>10 > 250 15 4 - 10 100 - 250 12 2 - 4 50 - 100 7 1 - 2 25 - 50 4

-- 10 - 25 2 -- 3 - 10 1 -- < 3 0

• Tabla 2 Puntaje según resistencia a la compresion simple(RCU)

Tabla 3: Puntaje según espaciamiento de discontinuidades del juego más importante (C)

Espaciam ien to

(m) Puntaj e

>2 20 0,6 – 2,0 15 0,2 – 0,6 10

0,06 – 0,2 8 < 0,06 5

Tabla 4: Puntaje según las condiciones de las discontinuidades (D )

D escripción Pun taj e Superficies muy rugosas, de poca extensión, paredes de roca resistente 15 Superficies poco rugosas, apertura menor a 1 mm, paredes de roca resistente

12

I dem anterior, pero con paredes de roca blanda 7 Superficies suaves ó relleno de falla de 1 a 5 mm de espesor ó apertura de 1 a 5 mm, las discontinuidades se extienden por varios metros

4

Discontinuidades abiertas, con relleno de falla de más de 5 mm de espesor ó apertura de más de 5 mm, las discontinuidades se extienden por varios metros

0

Tabla 5: Puntaje según las condiciones del agua subterránea ( E)

Filtración por cada 10m de longitud de

túnel (L/min)

Presión del agua en la discon tinuidad

d iv id ido la tensión Principal Mayor

Condiciones

G enerales

Pun taj e

Nada 0 Completamente seco

15

< 10 0,0 – 0,1 Apenas húmedo 12 10 - 25 0,1 – 0,2 Húmedo 7

25 – 125 0,2 – 0,5 Goteo 4 > 125 > 0,5 Flujo continuo 0

Tabla 6. Corrección por orientación de la discontinuidad

Evaluación de la in fluencia de la orientación

para la obra

Puntaj e para Túneles

Puntaj e para Fundaciones

Muy favorable 0 0 Favorable -2 -2

Medio -5 -7

Desfavorable -10 -15 Muy desfavorable -12 -25

Tabla 7: Categoría de la Clasificación Geomecánica

CLAS I FI CACI ON GEOMECANI CA FI NAL

( B ien iaw sk i)

R.M .R .

Suma de los puntaj es de las tablas

Calificación

del Macizo Rocoso

Clase

81 - 100 Muy bueno I 61 - 80 Bueno I I 41 - 60 Medio I I I 21 - 40 Malo I V 0 - 20 Muy m alo V

Clasificacion geomecanica de Bieniawski 1989

Problemas resueltos

EJERCICIO N°1:• Túnel en granito levemente meteorizado con un set de discontinuidad

principal con inclinación 60º contra la dirección del túnel. • Ensayo de carga puntual entrega valores de 8 MPa y un RQD

promedio de 70%. Discontinuidades son levemente ásperas y levemente alteradas con una separación de menos de 1 mm. Están espaciadas cada 300 mm. Se anticipa la presencia de agua durante la construcción del túnel.Calcule el RMR Básico y corregido,condiciones de soporte ,cohesión y ángulo de fricción interna de acuerdo a Bieniawski 1989.

CLASE DE MACIZO ROCOSO

SOSTENIMIENTO

PERNOS DE ANCLAJE HORMIGÓN LANZADO MARCOS DE ACERO

I MUY BUENA (81-100)

Perno ocasional No necesario No necesario

II BUENA (61-80) En el techo. 2-3 m de longitud, espaciado 2.5 m

50 mm en techo donde se requiera

No necesario

III MEDIA (41-60) Sistemáticos. 3-4 m de longitud, espaciado 1-1.5 m en el techo y hastiales

50-100 mm en techo y 30 mm en hastiales

No necesario

IV MALA (21-40) Sistemáticos. 4-5 m de longitud, espaciados 1-1.5 m en techo y hastiales


Cerchas ligeras espaciadas 1.5 m cuando se requieran

V MUY MALA

(< 20)

Sistemáticos. 5-6 m de longitud, espaciado 1-1.5 m en techo y hastiales


Cerchas pesadas espaciadas 0.75 cm con blindaje de chapas

FORTIFICACIÓN FUNCIÓN DE RMR (BIENIAWSKI, 1989)

• Tiempo de auto soporte 01 semana• Claro de 5m• Cohesión 200-300 Kp• Angulo de fricción interna:25°-35°• Pernos sistemáticos de 3-4 m de longitud

espaciados de 1.00 a 1.50 m en el techo y hastiales

• Hormigón lanzado de 50 100 mm en el techo y 30 mm en los hastiales.

• Marco de acero ,no es necesario

341

EJERCICIO N°2Mediante el criterio de cálculo de RMR básico y corregido (Valoración de la Masa Rocosa) de Bieniawski (1989), la toma de datos de registro lineal se ha realizado en la progresiva 025m-030m.en el hastial derecho de la galería de extracción de minerales a una altura de 1.10m. en la Minera Los Rosales S.A.C.Considerando los principales parámetros establecidos, (ver cuadro adjunto):

1. Resistencia compresiva de la roca2. RQD3. Espaciamiento de las discontinuidades4. Condición de las discontinuidades5. Presencia de agua6. Orientación de la labor.

a)Represente la interpretación gráfica del problema propuesto

b)Determine la calidad del macizo rocoso mediante la clasificación Geomecanica propuesto por Z.T. Bieniawski de 1989.

342Continua...

Solución:Interpretación gráfica

La fuerza intacta de la roca

El agua subterránea

La persistencia de la fractura

La orientación de la fractura

La densidad de fractura del testigo (RQD)

Apertura de la fractura y condición de la superficie

El contorno (la forma) del fractura

El espaciamiento de la fractura

343

Para determinar el RMR del macizo corocoso se tienen los siguientes parámetros:

Valor•Resistencia compresiva: 90 Mpa 7•RQD: 45 % 8•Espac. de las discont.: 0.06 - 0.2 m 15•Condición de las discontinuidades:

Persistencia 3-10 m 2Apertura 0.1- 1.0 mm 4Rugosidad Ligera 3Relleno Suave < 5 mm 1Alteración Ligera 5

•Presencia de agua: Húmedo 10•Orientación de la labor Muy desfav. -12

RMR bas.=55 RMR corr.=43

Ejercicio N° 3.La compañía minera La poderosa requiere el informe de la calidad del macizo rocoso de un inclinado Raymundo III. El informe del departamento de geomecánica obtenido en la progresiva 150-160 en el hastial izquierdo son datos de registro lineal y los datos de laboratorio, la empresa requiere la calidad del macizo rocoso mediante la clasificación de Bieniawski de 1989 , además se requiere la representación gráfica del buzamiento y rumbo respecto a la orientación de la labor

Valoración de los parámetros parámetros: Valor

•Resistencia compresiva: 120 Mpa 12•RQD: 60% 13•Espac. de las discont.: 300mm 10•Condición de las discontinuidades:

Persistencia <1m 6Apertura >5 mm 0Rugosidad Lisa 1Relleno blando > 5 mm 0Alteración Moderado 3

•Presencia de agua: Mojado 10•Orientación de la labor Muy desfav. -12

RMR=43

La representación gráfica queda para el estudiante

JERCICIO N° 5En la Minera el Aguila S.A.C la gerencia de geomecanica ha reportado un informe del mapeo geomecanico subterráneo(cuadro de reporte),se requiere los servicios de un geomecanico para determinar la calidad del macizo rocoso de acuerdo al RMR de Bieniawski 1989,tiempo de auto soporte, el máximo espacio sin soporte, cohesión ,ángulo de fricción del macizo, y condiciones de soporte

Para la masa rocosa se tienen los siguientes parámetros: Valor

•Resistencia compresiva: 90 Mpa 7•RQD: 45 % 8•Espac. de las discont.: 0.06 - 0.2 m 15•Condición de las discontinuidades:

Persistencia 3-10 m 2Apertura 0.1- 1.0 mm 4Rugosidad Ligera 3Relleno Suave < 5 mm 1Alteración Ligera 5

•Presencia de agua: Húmedo 10•Orientación de la labor Muy desfav. -12

RMR=43

Queda para el estudiante los cálculos de auto soporte, claro sin soporte y el resto

de cálculos

Ejercicio N°6En la evaluación del macizo rocoso de la compañía de minas La Perla S.A.C. Se tiene la valoración de parámetros geomecanicos, se requiere determinar la calidad del macizo rocoso para el calculo de talud de la cantera de rocas de basaltos y granitos mostrada en la fotografía adjunta.

Primera Familia ( discont. / metro): 12

Segunda Familia (discont. / metro): 9

Tercera Familia (discont. / metro): 7

Determinación de la resistencia a la Compresión180 MpaiDeterminación del RQDComo no se pudieron obtener testigos de perforación se ha calculado el indice de calidad de la roca por medio de la formula de Palstromii:RQD = 115 - 3.3 *JvJv = número de discontinuidades por metro cúbicoJv = 28 discontinuidades / metro cúbicoRQD(%) = 115 - 3.3 *28RQD(%) = 22.6

PARAMETROS Valor Valoración

Resistencia a la compresión (MPa) 150-200 12

RQD(%) 22.6 3

Espacio fracturas principales(mm) 120 15

Abertura de las diaclasas(mm) 0,5 25

Estado del agua seco 15

Orientación de la Fractura favorable -2

Valor RMR 68

VALORIZACIONEsta sección esta compuesta por tipos de rocas Basaltos y Granitos separadas por una discontinuidad rellena de arcilla.CALCULO DE RMR BASICO Y RMR CORREGIDO

Respuesta:RMR Básico=70

RMR Corregido=68

Ejercicio N° 7 En la información de la gerencia de Geomecanica de La mina Condestable S.A.C. de mapeo superficial para cimentaciones Se requiere determinar el RMR Básico y RMR Corregido para para diseño subterráneo, para calcular el RMR los valores de corrección por orientación debe considerarse -5,-10 y 12 reemplazando a -25 en los 3 niveles citados,para una excavación con goteo de agua en los tres niveles, calcular:a) Tiempo de auto soporteb) Cohesión y ángulo de fricción internac) Soporte apropiado según Bieniawski 1989d) Calificar en excavaciones subterráneas sin presencia de agua para

los tres nivelese) Explique gráficamente los valores por corrección

OTROS CRITERIOS DE CLASIFICACION

• La necesidad de construir túneles llevó a los ingenieros a buscar una forma práctica de evaluar la calidad de la roca a intervenir desde el punto de vista ingenieril.

• Diferentes criterios, todos ellos provenientes de expertos de indiscutible trayectoria, dieron como resultante una serie de métodos de evaluación y valoración:

METOD OS DE CLAS I FI CACI ÓN DE MACI ZOS ROCOS OS

METODOS CUALITATIVOS

TERZAGHI (1946)

LAUFFER (1958)

METODOS CUALI / CUANTITATIVOS

DEER “RQD” (1941)

BEINIAWSKY (1973)

BARTON, LIEM y LUNDE “Q” (1974)

JACOBS ASSOC. “RSR” (1984)

BIENIAWSKY “RMR” (1984)

La necesidad de unificar criterios llevó a la comparación de los métodos más conocidos y a establecer entre ellos equivalencias, lo cual permitió en cierta manera uniformar la concepción de la calidad de los macizos rocosos o al menos poder efectuar calibraciones más adecuadas. Una de las equivalencias planteadas es la efectuada entre el método de índole descriptivo de Terzaghi (1946) y el método cualitativo de Lauffer (1958).

MRMR: Modified Rock Mass Rating (Laubsher, 1977, 1984)

• Ajusta el RMR(1976) para considerar:– Esfuerzos in situ e inducidos– Efectos de tronadura – alteración por exposición de la roca fresca al

ambiente• Modificaciones fueron hechas inicialmente para

condiciones en minas de Block Caving

EQ UI VALENCI AS ENTYRE METOD OS DE CLAS I FI CACI ON DE MACI ZOS ROCOS OS Clasificación de Terzaghi (1946)

DESCRI PTIVA

Clasificación de Lauffer (1958)

CUALITATIVA

Roca intacta

Roca estratificada

Roca moderadamente fracturada

Roca en bloques imperfectos vinculados

Roca triturada, químicamente intacta Roca compresible

Roca expansiva

Clase A: Roca estable

Clase B: Roca inestable a largo plazo Clase C: Roca inestable a corto plazo

Clase D: Roca triturada

Clase E: Roca muy triturada

Clase F: Roca compresible

Clase G: Roca muy compresible

QGSI

RMRPara

18895

23

89

89

RMRGSI

RMRPara

QGSI

RMRPara

1889QGSI

RMRPara

1889

ESTIMACIÓN DE: mb, s, aCONOCIENDO EL GSI

Criterio de Hook y Brown

Para GSI > 25: Masa rocosa perturbado

Para el caso de rocas intactas le perturbación, D = 0364

3

20

15

)39

100(

)1428

30(

61

21

exp

exp

eea

S

m

m

GSI

D

GSI

D

GSI

i

b

80

70

60

10

20

30

40

50

100

1 365

2°Parámetros de la

Roca intacta

Software Roclab

Cálculo de parámetros en GSI de Hoek and Brown y Paúl Marinos

Valores de mi,

y de ci

Ensayos de resistenciacompresiva triaxial

1

Ensayo de Compresión Uniaxial

1

2 = 3

Ensayo de Compresión Triaxial

Célula de carga

nx

x

nyx

yxm

nx

nx

x

nyx

xy

ny

cii

ci

22

22

2

1s

s

VALORES DE mi

378

MODULO DE DEFORMACIÓN

SOFTWARE ROCDATA

En la investigación científica, geomecanica, se debe admitir el sentido común como una cualidad de ineludible valor.

Por muy brillante que sea el investigador, y por muy riguroso que sean los cálculos, cualquier resultado puede ser equivocado sino se hace uso del sentido común.

Coates

La mayoría de los problemas de estabilidad se deben a la intersección de la sección del túnel conplanos de Discontinuidad. Se distinguen las siguientes discontinuidades:1) Discontinuidades de tipo sistemático (están presentes en casi todas las rocas): a) Diaclasas, b) Planos de estratificación, y c) Esquistosidad2) Discontinuidades de tipo singular. a) Fallas

El estudio de las fallas y demás discontinuidades singulares es uno de los aspectos geológicos más importantes en un túnel. Para dicho estudio se requiere:

- Conocer la estructura tectónica regional y local.- Cartografía geológica y análisis estructural.- Identificación de fallas y su clasificación en función del origen, edad, tipo y geometría.- Identificación de rellenos de falla, su resistencia y

expansividad.- Conocer la transmisibilidad hidráulica.- Estudios sobre las implicaciones tensionales y sobre sismicidad.

La incidencia de las fallas en la estabilidad de una excavación depende de las características de las mismas; de forma simplificada, éstas pueden ser:

Fallas caracterizadas por una o varias superficies de discontinuidad, planos de despegue o contactos mecánicos entre distintos materiales. Fallas caracterizadas por una zona de espesor variable y de baja resistencia formada por materiales blandos, inestables, plásticos o expansivos. Fallas caracterizadas por una zona de alta transmisibidad hidráulica.

• METODO SIN DIAMANTINOS(PALMSTROM 1982)

• RQD = 115 – 3.3 JV Para JV >4.5• RQD=100 Para JV<4.5• JV=Números de discontinuidades por metro

Casos prácticos de aplicación de Clasificación Geomecánica de Bienawski

(1979-1989) en Minería subterránea

Compañía de Minas Buenaventura Unidad Minera Poracota

EJERCICIO 1-Compañía de Minas Buenaventura S.A.C. En una perforación de 25 m de longitud, sobre un macizo de rocas ígneas de la Compañía

de Minas Buenaventura S.A.C. Unidad Poracota ; se recuperan 5 testigos de 2.30 pies de longitud, 50 con longitud promedio de 0.80 pies y 20 núcleos de 0.37 pies: el resto de material recuperado corresponde a fragmentos cuyo mayor tamaño es de 0.28 pies. Se observa además 3 Sistemas de Fracturas cuyas aberturas son discontinuas, cerradas y los bordes presentan ligera de coloración pero duros. Varias muestras inalteradas de este macizo son sometidos a Ensayos de Compresión Simple, arrojando valores comprendidos entre 1200Kg/cm2 y 2000Kg/cm2 . A partir de los 10m de perforación se ha visto que fluye Agua a razón de 15 litros/minuto promedio. El distanciamiento promedio entre diaclasas se encuentra por el orden de 245 mm . La veta mineralizada se encuentra encajonada en le principal sistema de diaclasas cuyo rumbo es de N 25° E, y un echado (buzamiento) de 85° SE ( la excavación lógicamente será paralela a este rumbo ). Evalue las correcciones de clasificaciones de Bieniawski y Determine:

a) La calidad del macizo rocoso mediante RMR.b) El tiempo de auto soporte, cohesión y ángulo de fricción interna según Bieniawski 1989c) El sostenimiento según Nick Barton,mediante correlación y mediante fórmula general

de Q de Barton considerando:tres familias de diaclasas,limpias ondulaciones rugosas,con ligera alteración,con presión de agua aprox. Kg/cm2 < 1 y en roca competente de cobertura mediana.

d) Sostenimiento según GSI de Hoeck Brawn y Paul Marinos mediante correlación.e) Sostenimiento según GSI de Hoeck Brawn y Paul Marinos mediante roclab discutir la

diferencia y aplicabilidad en operaciones mineras .

La base teórica para resolver el problema se sustenta en la investigación desarrollada en Sudáfrica por Bieniaswki en 1973, y posteriormente revisada por él mismo en 1976 y 1979, también se le conoce como CSIR (South African Council for Scientific and Industrial Research) (Consejo de África del Sur para la Investigación Científica e Industrial),CONSULTADO POR EL DEPTO DE GEOMECANICA

Clasificación Geomecánica de Bienawski (1979)RMR (Rock Mass Rating) y su corrección para RMR básico

Original (1973)

• RQD• Grado de meteorización• Resistencia a la compresión

uniaxial de la roca inalterada

• Distancia entre diaclasas• Orientaciones del rumbo y

echado• Separación de las diaclasas• Continuidad de las fisuras

(Persistencia)• Aguas subterráneas

Corregido (1979)

• Resistencia a la compresión uniaxial de la roca inalterada: Resistencia a la compresión simple

• RQD: Indice de calidad de la roca• Distancia entre diaclasas: El término

diaclasa se utiliza para toda clase de discontinuidades

• Estado de las diaclasas: Abertura de las diaclasas, continuidad, rugosidad de su superficie, estado de las paredes (duras o blandas) y presencia de relleno en las fisuras

• Aguas subterráneas: Se trata de medir la influencia del flujo de aguas subterráneas sobre la estabilidad de excavaciones

Ensayo de Carga Puntual

(Mpa) > 10 4 - 10 2 - 4 1 - 2

Valores bajos, efectuar ensayos compresión

uniaxial

Resis

tencia

ro

ca in

tacta

Compresión Simple (Mpa) > 250 100 - 250 50 - 100 25 - 50 5 - 25 1 - 5 < 1

1

Valoración 15 12 7 4 2 1 0 RQD 90% - 100% 75% - 90% 50% - 75% 25% - 50% < 25% 2

Valoración 20 17 13 6 3 Separación entre diaclasas (m) > 2 0.6 - 2 0.2 - 0.6 0.06 - 0.2 < 0.06 3

Valoración 20 15 10 8 5

Estado de las diaclasas

Muy rugosas, discontinuas,

cerradas, bordes sanos y duros

Algo rugosas, separación < 1

mm, bordes duros

Algo rugosas, separación < 1

mm, bordes blandos

Espejos de falla, relleno < 5 mm, separación 1 - 5 mm, diaclasas

continuas

Relleno blando > 5 mm, separación > 5 mm, diaclasas continuas 4

Valoración 30 25 20 10 0 Caudal / 10m de túnel

(l/min) Nulo < 10 10 - 25 25 - 125 > 125

Presión de agua 0 0 - 0.1 0.1 - 0.2 0.2 - 0.5 > 0.5

Agua

freá

tica

Estado general Seco Ligeramente húmedo Húmedo Goteando Fluyendo

5

Valoración 15 10 7 4 0

RUMBO PERPENDICULAR AL EJE DEL TÚNEL RUMBO PARALELO AL EJE DELTÚNEL BUZAMIENTO 0° - 20°

CUALQUIER DIRECCIÓNEXCAVACIÓN CON BUZAMIENTO EXCAVACIÓN CONTRA BUZAMIENTO

buzamiento45° - 90°






Muy favorable Favorable Media Desfavorable Muy desfavorable Media Desfavorable

Orientación de las diaclasas

Corrección por orientación de las diaclasas

Relación rumbo diaclasa/eje túnel Muy favorable Favorable Media Desfavorable Muy Desfavorable

Valoración

Túneles 0 -2 -5 -10 -12

Cimentaciones 0 -2 -7 -15 -25

Taludes 0 -5 -25 -50 -60

Clasificación

CLASE I II III IV V

CALIDAD Muy buena Buena Regular Mala Muy mala

VALORACIÓN 100 - 81 80 - 61 60 - 41 40 - 21 < 20

Características

CLASE I II III IV V

TIEMPO DESOSTENIMIENTO

Y LONGITUD

10 años con 5mde vano

6 meses con 4mde vano

1 semana con 3mde vano

10 horas con1.5m de vano

10 minutos con0.5m de vano

COHESIÓN (KPa) > 400 300 - 400 200 - 300 100 - 200 < 100

ÁNGULOFRICCIÓN

> 45° 35° 45° 25° 35° 15° -. 25° 15°

Solución del problema1.- Resistencia de la roca intactaDato:

Varias muestras inalteradas de este macizo son sometidos a Ensayos de Compresión Simple, arrojando valores comprendidos entre 1200Kg/cm2 y 2000Kg/cm2.Observación: 1MPa = 10.197 Kg/cm2.

Entonces: 1200Kg/cm2 = 117.68 MPa.2000Kg/cm2 = 196.14 MPa.

Según la tabla; se encuentra en el rango de 100 MPa – 250 MPa.

Valoración RMR = 12

Solución del problema

2.- RQDDato:En una perforación de 25 m de longitud, sobre un macizo de rocas ígneas; se recuperan 5 testigos de 2.30 pies de longitud, 50 con longitud promedio de 0.80 pies y 20 núcleos de 0.37 pies: el resto de material recuperado corresponde a fragmentos cuyo mayor tamaño es de 0.28 pies. Observación: pie = 0.3048 m.10cm = 0.3281 pies


100 totalLongitud

10cm) ( testigoslos de longitudes

RQD

N ° de testigos

Longitud(pies) Longitud total (pies)

5 2.30 11.50

50 0.80 40.00

20 0.37 07.40

resto 0.28 No cuenta

58.90 ) pies) 0.3281 10cm( ( testigoslos de longitudes


Entonces:

Según la tabla; se encuentra en el rango de 50% – 75%

Valoración RMR =13

Solución del problema• 3.- Separación entre Diaclasas (m):

Dato:El distanciamiento promedio entre diaclasas se encuentra por el orden de 245 mm. Pero 245mm = 0.245m.Según la tabla; se encuentra en el rango de 0.2m – 0.6m

Valoración RMR =10

4.- Estado de Diaclasas:Dato:Se observa además 3 Sistemas de Fracturas cuyas aberturas son discontinuas, cerradas y los bordes presentan ligera de coloración pero durosSegún las característica anteriores se tiene la siguiente :

Valoración RMR =30

Solución del problema• 5.- Agua Freática o presencia de agua: Dato:

A partir de los 10m de perforación se ha visto que fluye Agua a razón de 15 litros/minuto promedio. Entonces el CAUDAL = 15 litros/minutoSegún la tabla; se encuentra en el rango de 10 – 25

Valoración RMR =7

6.- Valoración Primaria obtención de RMR básicoLuego la valoración total es: Valoración primaria RMR =72

7.- Descuento por orientación de las diaclasas:

La veta mineralizada se encuentra encajonada en le principal sistema de diaclasas cuyo rumbo es de N 25° E, y un echado (buzamiento) de 85° SE (la excavación lógicamente será paralela a este rumbo). Según lo anterior el buzamiento se encuentra entre 45° – 90°.

Valoración RMR = Muy desfavorable


• 8.- Corrección por Orientación de las Diaclasas obtención de RMR corregido o final. Para el problema, la relación rumbo diaclasas /eje túnel es muy desfavorable.

Valoración = - 12

Valoración primaria 72

Corrección - 12

Valoración final (RMR) 60


• 9.- Clasificación:Se tiene de la tabla:

• 10.- Características:

Valoración Rango de Valoración Calidad Clase

60 60 - 41 Regular III

Clase

Tiempo de sostenimiento y longitud

Cohesión (KPa)

Ángulo de fricción

III 1 sem. con 3 m de vano 200 - 300 25° - 35°

TARAEA PARA EL ESTUDIANTE RESOLVER LOS ITEMS c,d y e del ejercicio N°1

OTROS CASOS PRACTICOS

• Ejercicio 2.Se requiere determina las familias de dominio estructural,el valor K medidos con esclerómetro y el RQD por la formula propuesta por Palsmtrom, mina poracota (compañía de minas buena ventura ) método de identificación de familias-dominio estructural de dos observaciones

• ESTADISTICA DE DISCONTINUIDADES Y SU APLICABILIDAD EN LOS CALCULOS DE RQD ,RMR,GSI Y Q DE BARTON

DOMINIO ESTRUCTURAL DE MACIZO ROCOSO FAMILIA Nº 1

ORIENTACION: RUMBO/BUZAMIENTO

FRECUENCIA DE DISCONTINUIDADES(ni)

FRECUENCIAS RELATIVAS(hi)

FRECUENCIA RELATIVAS ACUMULADAS(HI)

FRECUENCIAS RELATIVAS PORCENTUALES(100hi) %

FRECUENCIA REALTIVAS PORCENTUALES ACUMULATIAVAS(100Hi)

FRECUENCIAS ABSOLUTAS ACUMULADAS(Ni)

N25E-72NW 2 0,022 0,022 2,222 2,222 2

N26E-71NW 2 0,022 0,044 2,222 4,444 4

N27E-79SE 3 0,033 0,078 3,333 7,778 7

N28E-69NW 1 0,011 0,089 1,111 8,889 8

N29E-70SE 3 0,033 0,122 3,333 12,222 11

N30E-69NW 5 0,056 0,178 5,556 17,778 16

N31E-68NW 7 0,078 0,256

7,778 25,556 23

N32E-70SE 3 0,033 0,289

3,333 28,889 26

N33E-70SE 7

0,078 0,367

7,778 36,667 33

N34E-70NW 9 0,100 0,467

10,000 46,667 42

N35E-70SE 20

0,222 0,689

22,222 68,889 62

N36E-70NW 10

0,111 0,800

11,111 80,000 72

N37E-68NW 8

0,089 0,889

8,889 88,889 80

N38E-66NW 5

0,056 0,944

5,556 94,444 85

N39E-65NW 2

0,022 0,967

2,222 96,667 87

N40E-63SE 3

0,033 1,000

3,333 100,000 90

TOTAL 90

N25E-72NW

N26E-71NW

N27E-79SE

N28E-69NW

N29E-70SE

N30E-69NW

N31E-68NW

N32E-70SE

N33E-70SE

N34E-70NW

N35E-70SE

N36E-70NW

N37E-68NW

N38E-66NW

N39E-65NW

N40E-63SE

-

5

10

15

20

25

2 2 3

1

3

5

7

3

7

9

20

10

8

5

2 3

DOMINIO ESTRUCTURAL FAMILIA Nº1

FRECUENCIA DE DISCONTINUIDADES(ni)

VALORES DE K : MARTILLO SCHMIDT -SENTIDO HORIZONTAL

NºTRAMO Nº1

TRAMO Nº2

TRAMO Nº3

TRAMO Nº4

TRAMO Nº5

TRAMO Nº6

1 42 35 53 54 43 43

2 43 36 52 56 42 42

3 46 34 42 54 41 43

4 48 37 41 53 41 43

5 39 37 40 57 42 45

6 36 39 34 50 45 43

7 35 42 36 54 43 41

8 38 40 34 53 46 40

9 40 35 35 51 47 38

10 49 46 38 49 46 35

11 48 45 45 48 42 37

12 34 35 47 56 45 35

13 45 45 45 50 43 38

14 48 46 49 48 46 39

15 50 49 54 56 47 38

16 54 34 50 45 49 34

17 40 43 54 43 41 36

18 46 40 53 42 40 39

19 43 42 52 56 39 38

20 36 36 50 49 38 39

PROM 43 39,8 45,2 51,2 43,3 39,3

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 PROM0

10

20

30

40

50

60

4243

4648

39

3635

3840

4948

34

45

4850

54

40

46

43

36

43

VALORES DE KMARTILLO SCHMIDT

TRAMO Nº1

• DETERMINACION DE RQD(ROCK QUALITY DESIGNATION)

• Se ha mencionado de que RQD (Rock Quality Designation), se puede obtener de varias maneras sin embargo en minera Poracota se ha utilizado el método de discontinuidades por metro lineal y número de discontinuidades en un metro cúbico, de igual manera se ha realizado algunas pruebas en taladros diamantinos, a partir de esta información se ha determinado el RQD (Rock Quality Designation), para cada zona de trabajo y el tipo de excavación que se ha ejecutado siendo estos permanentes o temporales tal como se ha mencionado en el presente capítulo mediante el uso de formulario respectivo, considerando el número de discontinuidades por metro cubico se ha efectuado un estudio sistematizado de la identificación cuidadoso del número de familias del macizo rocoso la sistematización de datos de campo se puede observar en las tablas 36, 37, 38,39, etc.

NUMERO DE FAMILIAS DE MACIZO ROCOSO -OBSERVACION Nº1FAMILIA 1 FAMILIA 2 FAMILIA 3

RUMBO N35E N75E N45WBUZAMIENTO 70NW 82SE 68SWNUMERO DE DIACLASAS EN 1 m

6 6 8

SEPARACIÓN DE DIACLASAS

0.3 mm 0.5 mm 0.4mm

DRENAJE húmedo húmedo húmedoRELLENO Sin relleno Sin relleno Sin rellenoESTADO DE DIACLASAS

Ligeramente rugosa, suave y moderadamente alterada

rugosa, suave y moderadamente alterada


DETERMINACIÓN DE RQD POR FORMULA DE PALMSTROM 1982

• Por las caracterizas del proceso de minado no se pudieron obtener testigos de perforación diamantina se ha calculado el índice de calidad de la roca Cuando no se tiene testigos de perforación, el valor de Q también puede ser calculado en base al número de diaclasas por m3. La siguiente fórmula puede ser usada (Palmström,1982):

• RQD = 115 – 3.3 JV • Jv = número de discontinuidades por metro cúbico • Jv = 20• RQD(%) = 115 - 3.3 (20)• RQD(%) = 49%

• Ejercicio N°3.• para el estudianteDeterminar el RQD mediante la fórmula de palsmtrom de acuerdo a la información de la observación N°2

NUMERO DE FAMILIAS DE MACIZO ROCOSO -OBSERVACION Nº 2FAMILIA 1 FAMILIA 2 FAMILIA 3

RUMBO N35E N75E N45WBUZAMIENTO 70NW 82SE 68SWNUMERO DE DIACLASAS EN 1 METRO

6 5 10

SEPARACIÓN DE DIACLASAS

0.3 mm 0.5 mm 0.4mm

DRENAJE húmedo húmedo húmedoRELLENO Sin relleno Sin relleno Sin rellenoESTADO DE DIACLASAS


rugosa,suave y moderadamente alterada

Ligeramente rugosa,suave y moderadamente alterada

EJERCICIO N° 4.Se requiere caracterizar el macizo rocoso intrusivo ,plantear el uso alternativo de sostenimiento según Bieniawsky 1989 - Q Barton de 2000, evaluar el tiempo de auto soporte según LAUFFER y evaluar GSI( hoeck y Paul marinos) en la construcción de un tajo de extracción de minerales, el departamento de Geomecanica tiene la siguiente información: Se ha establecido la construcción del tajo con avance contra el buzamiento, teniendo un buzamiento de la familia más representativa de 64º y un rumbo paralelo al eje del túnelIndice promedio de martillo schimdt=64,3Peso especifico=26 KN/m2

Altura del tajo =6,00 m

PROCEDIMIENTO:

R.C.U.= 10exp(0.00088 × 26 × 64.3 + 1.01) Resistencia compresiva Uniaxial=10(0.00088*26*64.3)+1.01

σc=10(0.00088*26*64.3)+1.01

σc=302.82 Mpa

Haciendo uso de la tabla de BIENIAWSKI 89 se toman los valores

PARÁMETROS

VALORES

Descripción Valoración (índice)

Resistencia a la Compresión

302.82 MPa

15

RQD (%) 74 % 13

Espaciamiento en Discontinuidades

200-600

10

Condición de Discontinuidades

Superficies ligeramente rugosas y duras, separación < 1mm

20

Condición de Agua Seco 10

Total RMR básico : 68

Corrección (debido a la construcción): -12

RMR corregido:68 12 56 RMR Corregido=56 De acuerdo a la tabla de BIENIAWSKI

Tipo III Descripción Regular

1) Tiempo aproximado de autosoporte: 1 semana 2) Luz: 3m 3) Cohesión de la masa rocosa: 150-200KPa 4) Angulo de fricción: 350 – 450

Para el calculo de GSI se puede usar la relaciónGSI=56-5GSI=51

Para calcular Q de BARTONRMR=9 Ln Q+44

56 = 9 Ln Q + 44

Q≈ 3.79

De= Diámetro o altura de excavación/ ESR=Dimensión equivalente De acuerdo a la tabla Considerando excavaciones mineras temporales, entonces ESR = 3 De=6/3De=2De acuerdo a la tabla de sostenimiento en función a dimensión equivalente y Q de Barton se tiene : La interpolación coincide en el área (1)(VER Abaco de sostenimiento de Barton)No requiere sostenimiento TIEMPO DE AUTO SOPORTE SEGUN LAUFFERConsiderando RMR Y SPAN (ancho o altura)RMR=56SPN=4 Tiempo de auto sostenimiento = 1 mes aproximadamenteEl estudiante debe discutir los resultados su aplicabilidad en operaciones mineras con la variación de ESR DE 3 a 5

CAPITULO V SISTEMA DE SOSTENIMIENTO EN MINERIA SUBTERRANEA

SOSTENIMIENTO ACTIVO

PERNOS DE ROCALos 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 estratificada sub-horizontal y roca no estratificada con un sistema dominante de discontinuidades subhorizontales, los pernos ayudan a resistir el desplazamiento relativo entre los estratos, aumentando la rigidez de la viga estructural que forman y creando ligazón entre los bloques tabulares, para minimizar la deflexión del techo. Esto es lo que se llama también el “efecto viga”. Este concepto puede se extendido al caso de paredes paralelas a estratos o discontinuidades subverticales, generando el denominado “efecto columna”, para minimizar el pandeo de los bloques tabulares.

ESR Tipo de excavación 3 - 5 1.6

2 – 3 1.3 1.0 0.8

Excavaciones mineras temporales Excavaciones mineras permanentes

Excavaciones verticales Túneles carreteros y ferroviarios

Casas de fuerza y túneles acueductos Estaciones de energía nuclear

MISELANIA DE FROMULAS PARA CALCULO DE LONGITUD DE PERNOS Y ACCESORIOS DE REFORZAMIENTO APLICADO EN LAS OPERACIONES MINERAS SUBTERRANEAS

Para determinar la longitud del perno a instalar, se aplican las siguientes formulas:Techo: L perno = 2 + (0.15 * B)/FMParedes: L perno = 2 + (0.15 * H)/FM

Donde B: ancho de excavación; H: altura de paredFM: Factor de modificación o ESR

CI NTAS METALI CAS (STRAPS)

La resistencia de una cinta metálica –

-Acero A36 36,000 Psi elástico

-1/8” X 6” = 0,75 pulg.2 (in2)

O,75 x 36,000 Psi = 27,000 Psi

Resistencia en cizalla = 27,000 x 50%

13,500 libras = 6,12 TN

T = y x h x S

T = Peso del bloque muerto

y = Peso unitario de la roca ( 2.7 ton/m3 )

h = Potencia de la zona inestable ( 1.5 m )

S = Espaciamiento entre pernos ( 1.2m x 1.2m )

BLOQUE A SOPORTAR POR UN PERNO CEMENTADO

s

h

s

ZONA DE ANCLAJ E

T= 2.7ton/m3 x 1.5m x 1.2m x 1.2m

T= 5.83ton

Peso de un bloque suspendido

BLOQUE A SOPORTAR POR UN ELEMENTO DE SOSTENI MI ENTO

LONGI TUD DEL ELEMENTO DE SOSTENI MI ENTO RESPECTO A LA ZONA ANCLAJ E

L= profundidad de las capas (X) +Zona anclaje (Z)

L = 1,4 + ( 0.18 x W )

L = longitud del perno (m)

W= ancho de la abertura (m)

Ejemplo: Galería de 3.5 metros (W)

L = 1,4 + (0.18 x 3,5) =

Longitud del perno 2.03m (L)

LONGI TUD DEL ELEMENTO DE SOSTENI MI ENTO RESPECTO AL ANCHO DE LA ABERTURA

ESPACIAMIENTO DE LOS ELEMENTOS

1.5 terreno regular

2.0 terreno malo

L = longitud del perno,

E = espaciamiento de los pernos

Ejemplo:

Perno de 2.25m (L)

2,25 \ E = 2.0

Espaciamiento de 1.1m (E)

L \ E = 1.5 – 2.0

CAPACI DAD DE SOPORTE DE UN PERNO CEMENTADO

P = Rc x S = x U x L

S = x d2 /4

U = x d

= 0.25 x Rc x d/L

P = Capacidad de apoyo del perno ( Kg)

Rc = Resistencia a la tracción mínima del perno = 6330 Kg/cm2

S = Área del perno (cm2)

d = Diámetro del perno (cm)

= Adherencia entre el perno y el cemento (Kg/cm2)

U = Circunferencia del perno (cm)

L = Longitud del perno (cm)

Donde:

= 0.25 x Rc x d / L

= 0.25 ( 6330 Kg/cm2)( 2.2cm ) / (180cm)

= 19.34 Kg/cm2 = 1.89 MPa.

S = x r2 = 3.1415 ( 1.1 cm ) 2 = 3.8 cm2

U = x d = 3.1415 ( 2.2 cm) = 6.91 cm

P = x U x L = (19.34 Kg/cm2)(6.91 cm)(180cm)

P = 24060 Kg = 24 ton ( 234.6 KN )

CAPACIDAD DE SOPORTE DE UN PERNO CEMENTADO

Datos: Perno helicoidal de 7/8”x 1.80m

( d =2.2 cm, r = 1.1 cm, L = 180 cm)

Perno de L = 1.8m, = 7/8” capacidad de apoyo de 24 ton

FS = 24 ton /5.83 ton = 4.12

Perno de L = 1.8m, = 3/4” capacidad con apoyo de 18 ton

FS = 17.9 ton /5.83 ton = 3.08

Perno de L = 2.0m, = 1”

capacidad de apoyo de 32 ton

FS = 32 ton /5.83 ton = 5.49

FACTOR DE SEGURIDAD

FÓRMULA PARA CALCULAR EL LARGO DE CARTUCHOS

REQUERIDO PARA UN LARGO DE ENCAPSULAMIENTO

(H2 – B2) * E = LARGO DE CARTUCHOS

C2 PARA CADA 300 mm

H = Díam. perforación en mm

B = Díam. del perno en mm

C = Díam. del cartucho

E = Largo del cartucho en mm

UNA FÓRMULA PARA CALCULAR EL LARGO DE CARTUCHOS REQUERIDO

PARA UN LARGO DE ENCAPSULAMIENTO

(H2 – B2) * E = LARGO DE CARTUCHOS

C2 PARA CADA 300 mm

Perno 19.05mm, cartucho 28 x 305,

perforación = 32mm

( 32 2 - 20 2 ) x 305

28 2 = 242.8 mm

Con cartuchos de cemento;

Diámetro de la perforación = de la barra + 10 a 20mm

Con cartuchos de resina;


Con lechada de cemento;


DIAMETRO DE LA PERFORACION

EFECTO DE ARCO GENERADO POR LA INTERACCION DE LOS BULBOS DE RESISTENCIA DE LOS PERNOS

Hay otros principios bajo los cuales funcionan los pernos de roca para tratamientos específicos, como coser zonas de falla, zonas de corte y otras zonas de debilidad, instalados cruzando estas zonas.

TIPOS DE PERNOS• Actualmente hay disponibles diferentes tipos de pernos de

roca. Varios tipos de pernos muestran solo diferencias menores en su diseño y son básicamente variedades de un mismo concepto. Según las técnicas de anclaje que se utilizan, podemos agruparlos de la siguiente manera: pernos anclados mecánicamente, pernos de varillas cementados o con resina y pernos anclados por fricción. Aquí presentamos los pernos representativos de cada grupo, que son los más utilizados en la industria minera. Para el caso de los pernos cementados o con resina consideramos a las varillas de fierro corrugadas y las barras helicoidales, para el caso de los pernos anclados por fricción consideramos a los split sets y los swellex.

PERNOS DE ANCLAJE MECANICOS• 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.

CONSIDERACIONES IMPORTANTES PARA SU USO• El diámetro del taladro es crítico para el anclaje, recomendándose un

diámetro de 35 a 38 mm para los pernos comúnmente utilizados. Pierden su capacidad de anclaje como resultado de las vibraciones de la voladura o el astillamiento de la roca detrás de la placa, debido a altas fuerzas de contacto, por lo que no es recomendable utilizarlos en terrenos cercanos a áreas de voladura. Solo pueden ser usados para reforzamiento temporal.

• Si son utilizados para reforzamiento permanente, éstos deben ser protegidos de la corrosión si hay presencia de agua y deben ser post-cementados con pasta de cemento entre la varilla y la pared del taladro. Proporcionan una tensión limitada que raramente sobrepasan las 12 TM. Su uso es limitado a rocas moderadamente duras a duras, masivas, con bloques o estratificada, sin presencia de agua. En rocas muy duras, fracturadas y débiles no son recomendables, debido a que el anclaje podría deslizarse bajo la acción de las cargas. En rocas sometidas a altos esfuerzos tampoco es recomendable.

PROCEDIMIENTOS DE INSTALACIÓNPrimero el equipo técnico de apoyo de mina debe determinar el patrón adecuado de los pernos, a continuación se perforan los taladros, se colocan las varillas en los taladros, se fijan los anclajes y luego las placas de base son ajustadas mecánicamente. La resistencia de los pernos, su longitud, la colocación de los anclajes, así como también el contacto de la placa base con la superficie rocosa, son todos críticos para crear la interación de la roca.

1.PERNOS DE VARILLA CEMENTADOS O CON RESINADESCRIPCIONConsiste 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), 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

CONSIDERACIONES PARA SU USO

• Los pernos de varilla cementados o con resina son

generalmente usados como refuerzo permanente, pero también pueden ser utilizados como refuerzo temporal 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 Cuando se usa cemento (en cartuchos o inyectado), se requiere varios días de curado antes que el perno trabaje a carga completa, pero apropiadamente instalados son competentes y durables, con alta resistencia en condiciones de roca dura. Estos pernos tienen larga vida útil y constituyen el sistema más versátil de pernos de roca. El uso de varillas con cemento inyectado es frecuentemente el sistema de sostenimiento más barato, pero no se debe usar en taladros con agua y tampoco se debe tensar inmediatamente

– SPLIT SETS• El split set, consiste de un tubo ranurado a lo

largo de su longitud, uno de losextremos 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.

• Los split sets, conjuntamente con los swellex, representan el más reciente desarrollo de técnicas de reforzamiento de roca, ambos trabajan por fricción (resistencia al deslizamiento) a lo largo de toda la longitud del taladro,. Aunque los dos trabajan con el mismo principio, tienen diferentes mecanismos de sostenimiento, como veremos más adelante.

• Su instalación es simple, solo se requiere una máquina jackleg o un jumbo. Proporciona acción de refuerzo inmediato después de su instalación y El diámetro del taladro es crucial para su eficacia, el diámetro recomendado para los split sets de 39 mm es de 35 a 38 mm, con diámetros más grandes se corre el riesgo de un anclaje deficiente y con diámetros más pequeños es muy difícil introducirlos. Son susceptibles a la corrosión en presencia de agua, a menos que sean galvanizados. En mayores longitudes de split sets,puede ser dificultosa la correcta instalación. Los split sets son relativamente costosos,pero, dependiendo principalmente del diámetro de la perforación efectuada, la longitud de la zona del anclaje y el tipo de la roca.Las siguientes consideraciones son importantes para su utilización:

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 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 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.

• Una vez expandido el tubo, se genera una tensión de contacto entre el tubo y la pared del taladro, produciendo dos tipos de fuerzas: una presión o fuerza radial perpendicular a su eje y una fuerza de rozamiento estático, en toda su longitud, cuya magnitud depende de la estructura de la roca y de la dimensión del taladro.

5.1 PROCEDIMIENTO DE INSTALACION Una vez perforado el taladro, se introduce el tubo en la boquilla del brazo de instalación por el casquillo de inflado. Luego se introduce el tubo en el taladro. Hecho esto, mediante la bomba se aplica agua a alta presión para inflar el tubo, proceso que dura unos pocos segundos. Cuando la presión del agua llega a 30 MPa, la bomba se para automáticamente, quedando el swellex expandido en toda su longitud dentro del taladro. Debido al proceso de inflado, la longitud del perno se reduce por contracción, lo cual produce un empuje de la placa de reparto contra la roca con una tensión axial de 20 KN. Manera de instalar un swellex

AUSCULTACION

• Auscultación y control de túneles y galerías es el proceso de observación de la dinámica de los procesos en la masa rocosa con respecto a la galería, particularmente esfuerzos, deformaciones y degradaciones por agentes ambientales. El propósito es garantizar la estabilidad y servicio de la estructura.

GONZALO DUQUE ESCOBAR

EXAMEN FINAL DEL CURSO DE SOSTENIMIENTO EN MINERIA

sostenimiento-2014

Documents