Cursobasico Geom

TECNICAS GEOMECANICAS BASICAS

PARA

EVALUACION DE LA ESTABILIDAD

DE EXCAVACIONES ROCOSAS

SUBTERRANEAS - MINA MARTA

MARZO 2006

PRESENTACION

En el marco del programa de asesoramiento geomecánico que se viene llevando a cabo en la mina Marta y según coordinaciones efectuadas con el personal profesional de la mina, se ha preparado la presenta separata, a fin de que el personal de supervisión disponga de una guía técnica para evaluar la estabilidad de las excavaciones que forman parte del minado del yacimiento.

En primer lugar se presentan los dos sistemas de clasificación geomecánica de la masa rocosa mas utilizados en la ingeniería de rocas: el Sistema RMR (Valoración de la Masa Rocosa) de Bieniawski (1989) y el Sistema Q de Barton (1974).

Luego, utilizando los dos sistemas señalados, se realizan una serie de aplicaciones, como: la estimación de los abiertos máximos de las excavaciones, la estimación de los tiempos de autosostenimiento y la estimación del sostenimiento permanente y temporal. Adicionalmente, se presenta una guía para la selección del sistema de pernos y el dimensionamiento de los mismos.

CRISOSTOMO CENTENO Página 1

Explicación de la Tabla 1

A.- PARÁMETROS DE CLASIFICACION

1.- Resistencia del material roca intacta

Indice de resistencia a la carga puntual

(Indice de resistencia a la carga puntual)

Resistencia compresiva uniaxial

P = carga de rotura D = diámetro dela probeta

(Resistencia compresiva uniaxial)


D = diámetro del testigo

P = carga de rotura

P

Testigo rocosoConos de carga

D

Estimación de la resistencia compresiva uniaxial en campo

a) Con el martillo Schmidt de dureza. (ver Figura 1)

b) Utilizando normas sugeridas por la Sociedad Internacional de Mecánica de Rocas (ISRM) – ver Lámina 1.

Figura 1.- Cartilla de correlación para el Martillo Schmidt, relacionando la densidad de la roca, resistencia compresiva y el número de rebote. (según Miller).


Lamina 1

2.- Indice de calidad de la roca RQD


Figura 2. Procedimiento para medir y calcular el RQD en testigos de perforación diamantina(Según Deere, 1989)

Otras formas de estimación del RQD

Según Priest&Huston (1976).

donde

Para en el rango de 6 a 16 discont./ml

RQD = -368 + 110.4

Ejemplo.

Número de discont. / ml = = 12

RQD = -3.68 * 12 +110.4

RQD = 66.2 %


Según Palmstrom (1982).

RQD = 115-3.3 Jv

Donde:

Ejemplo.

Número de discont. / m3 = Jv = 16

RQD = 115 – 3.3 * 16

RQD = 62.2%

3. Espaciamiento de discontinuidades

Figura 3. Medición del espaciamiento de juntas a partir de observaciones de afloramientos rocosos.


> 6000 mm2000 - 6000 mm600 - 2000 mm200 - 600 mm60 - 200 mm20 - 60 mm

Espaciamiento cercanoEspaciamiento muy cercanoEspaciamiento extremadamente cercano < 20 mm

Terminología

Espaciamiento extremadamente amplioEspaciamiento muy amplioEspaciamiento amplioEspaciamiento moderado

S 1S = d sin2 2 2

2S

2

cinta

d

S 2

ca. 90°

2

ESPACIAMIENTO

set n° 1

set n° 2

set n° 3

1S2S

S

4. Condición de las discontinuidades

Las condición de las discontinuidades se define por los siguientes parámetros

Persistencia Apertura Rugosidad Relleno Intemperización

4.1. Persistencia

Figura 4


3-10 m10-20 m>20 m

No-persistente

1-3 m

TERMINOLOGIA

Persistente

(e) (f)

(c) (d)

(a) (b)

Persistencia muy baja 0-1mPersistencia bajaPersistencia mediaPersistencia altaPersistencia muy alta

4.2. Apertura

Figura 5


TERMINOLOGÍA DE LA APERTURA___________________________________________________________

Apertura Descripción ___________________________________________________________

0.1 mm Muy cerrado0.1– 0.25 mm Cerrado Rasgos “cerrados”0.25 – 0.5 mm Parcialmente abierto

0.5 – 2.5 mm Abierto2.5 – 10 mm Moderadamente amplio Rasgos “semiabiertos” 10 mm Amplio

1 – 10 cm Muy amplio10 – 100 cm Extremadamente amplio Rasgos “abiertos” 1 m Cavernoso

___________________________________________________________

Lámina 24.3. Rugosidad


6

10

8

9

7

5

4

3

2

1

10 - 12

ESCALE

18 - 20

14 - 16

16 - 18

12 - 14

8 - 10

6 - 8

4 - 6

2 - 4

0 - 2

0 5 10cm

Figura 64.4. Relleno

Figura 7: En el caso de discontinuidades simples con relleno, la amplitud de la rugosidad de las paredes y el espesor del relleno puede ayudar a indicar la


cantidad de desplazamiento de corte requerido para que ocurra el contacto rocoso.


Figura 8: Ejemplos de esquemas de campo de discontinuidades complejas con relleno.

4.5. Intemperización

TERMINOINDICE DE INTEMPERIZACION

DESCRIPCIONGRADO

SANANingún signo de intemperismo en el material rocoso. Quizás ligera decoloración sobre superficies de discontinuidades principales

I

LIGERALa decoloración indica intemp. del material rocoso y superficie de discontinuidad. El material rocoso decolorido extremadamente es más débil que en su condición sana.

II

MODERADAMenos de la mitad del material rocoso esta descompuesto y/o desintegrado a un suelo, la roca sana o decolorada se presenta como un marco continuo o como núcleo rocoso.

III

MUY INTEM.Mas de la mitad del material rocoso esta descompuesto y/o desintegrado a un suelo. La roca sana o decolorada se presenta como un marco discontinuo como núcleo rocoso.

IV

DESCOMPUESTATodo el material rocoso esta descompuesto y/o desintegrado a suelo. La estructura original de la masa rocosa aun se conserva intacta.

V y VI

Lámina 3. Grado de intemperización de la masa rocosa

5. Agua subterránea

Seco Húmedo Mojado Goteo Flujo

B. AJUSTE DE ORIENTACIÓN DE DISCONTINUIDADES

Ref Tabla 1-F (Efecto del rumbo y buzamiento de las discontinuidades en las condiciones de estabilidad de las excavaciones)


Figura 9: Diagrama que indica el rumbo, buzamiento y dirección de buzamiento de tres planos orientados diferentemente.


buzamiento

a

N

a

=

N

a

N

buzamientodirección de

rumbo = a°

Buzamiento = °

dirección debuzamiento = a°+90°

vectorbuzamiento

rumbo = a°

buzamiento = °

dirección debuzamiento = a°- 90°

= °

= °

Figura 10: Vista perspectiva y diagramas de bloques que proporcionan un cuadro cualitativo del diaclasamiento y sus relaciones a estructuras de ingeniería.


2

R

3

2

35°

90°

N

150°

1

90°N

1

1

3

2

1

3

4

2 N

20°

(a)

(b)

095° / 90°3.

4. 180° / 86°

1.

2.200° / 10°230° / 85°

3. 030° / 32°

2.

1.

285° / 70°055° / 85°

2. 130° / 15°

3. 285° / 85°

1. 200° / 88°

Luego:

Rumbo perpendicular al eje de la excavación

Avance con el buzamiento

CONDICION MUY FAVORABLE – cuando buzamiento es de 45° - 90°

CONDICION FAVORABLE – cuando el buzamiento es de 20° - 45°

Avance contra el buzamiento

CONDICION REGULAR – Cuando el buzamiento es de 45° - 90°

CONDICION DESFAVORABLE – Cuando el buzamiento es de 20° - 45°

Rumbo paralelo al eje de la excavación

CONDICION MUY DESFAVORABLE – Cuando el buzamiento es de 40° - 90°

CONDICION REGULAR – Cuando el buzamiento es de 20° - 45°

Buzamiento 0 – 20° y rumbo cualquiera

CONDICION REGULAR


SISTEMA QIntroducción

El sustema Q de clasificación de macizos rocosos fue desarrollado en Noruega en 1974, por Barton, Lien y Lunde, todos del Instituto Geotécnico Noruego. Su desarrollo representó una gran contribución al tema de la clasificación de los macizos rocosos por varias razones: el sistema fue propuesto sobre la base del análisis de 212 casos históricos de túneles en Escandinavia, es un sistema de clasificaciópn cuantitativa y es un sistema de Ingeniería que facilita el diseño del sostenimiento de túneles.

El sistema Q está basado en una evaluación numérica de la calidad del macizo rocoso utilizando 6 parámetros distintos:

1.- RQD2.- Número de familias de fracturas.3.- Rugosidad de la fractura o discontinuidad más desfavorable.4.- Grado de alteración o relleno a lo largo de las fracturas más débiles5.- Flujo de agua6.- Condición de esfuerzos

Estos 6 parámetros son agrupados en 3 cocientes para dar la calidad global de la masa rocosa Q como sigue:

donde: RQD = Designación de la calidad de la roca

Jn = Número de familias de fracturasJr = Número de rugosidad de las fracturasJa = Número de alteración de las fracturasJw = Numero de reducción por agua en las fracturas.

SRF = Factor de reducción de esfuerzos

La calidad de la roca puede variar de Q = 0.001 a Q = 1000 sobre una escala logarítmica de calidad del macizo rocoso.


UTILIZACIÓN DE LOS SISTEMAS DE CLASIFICACION GEOMECÁNICA RMR y Q PARA EVALUAR LA ESTABILIDAD DE EXCAVACIONES

A. Abiertos máximos de las excavaciones

Máxima abertura (sin sostenimiento) = 2 (ESR) Q0.4

RMR (sin sostenimiento) = 22 ln DE + 25

Ancho máximo sin sostenimiento = ESR * exp (( RMR – 25)/22)

Definición de ESR (Relación de Sostenimiento de la Excavación):

ESR está relacionado con el uso para el cual la excavación es efectuada y con el grado de seguridad demandado, como se muestra en el siguiente cuadro.

Categoría de la Excavación ESR N° de casosA B

C

D

E

F

Excavaciones mineras temporalesPiques verticales: Sección circular Sección rectangular / cuadradaAberturas mineras permanentes, túneles de agua para hidroeléctricas (excluyendo conductos forzados de alta presión), túneles piloto, galerías y socavones para grandes excavaciones.Cámaras de almacenamiento, plantas de tratamiento de agua, túneles carresteros y ferrocarrileros menores, cámaras de equilibrio, túneles de accesoCasas de fuerza, túneles carreteros y ferrocarrileros mayores, cámaras de defensa civil, portales, intersecciones.Estaciones subterráneas de energía nuclear, estaciones de ferrocarril, fábricas

3 – 5

2.52.0

1.6

1.3

1.0

0.8

2

83

25

73

2

Definición de DE (Dimensión Equivalente):

Ancho o altura de la excavaciónDE = -----------------------------------------------

ESR

Ejemplo 1, utilizando Sistema Q:

ESR = 3 (abiertos temporales)

Q = 1.8

Abierto máximo = 2 * (3) 1.80.4

Abierto máximo = 6 * 1.265 = 7.6 m


Ejemplo 2, utilizando la clasificación RMR:

Ancho excavación = 6 m, ESR = 3 (abierto temporal)

Dimensión equivalente = DE = 2

RMR (sin sostenimiento) = 22 * ln (2) +25 = 22 * 0.69314718 + 25 = 40

Ejemplo 3, para RMR = 45 y considerando los datos del ejemplo 2:

Ancho máximo = 3*exp((45-25)/22) = 7.4 m

B. Tiempos de autosostenimiento

A partir del siguiente gráfico (figura 11), podemos estimar el tiempo de autosostenimiento de una excavación.

Figura 11 Relaciones entre el tiempo de autososternimiento y el span para diferentes clases de macizo rocos, de acuerdo a la Clasificación Geomecánica: resultados para tunelería y minería. Los puntos ploteados representan fallas de techo estudiados: redondos llenos para minas, y cuadrados vacíos para túneles. Las líneas de contorno son límites de aplicabilidad.

Ejemplo: Para una roca con RMR = 60 y un ancho o abierto de 6 m, el tiempo de autosostenimiento sería de aproximadamente 2.5 meses.

Es necesario indicar que el gráfico presentado en la Figura 11, es un tanto conservador y aplicable mayormente a excavaciones permanentes. Para tener mejores estimados del tiempo de autosostenimiento, es recomendable realizar observaciones in-situ del terreno, a fin de tener una mejor base de establecimiento de este parámetro, particularmente en labores temporales.


C. Sostenimiento permanente

Para determinar el sostenimiento permanente se puede utilizar los gráficos que se presentan en las figuras 12 y 13.

Figura 12

CATEGORIAS DE REFORZAMIENTO 5) Shotcrete reforzado con fibras, 50-90mm y pernos


1) Sin sostenimiento 6) Shotcrete reforzado con fibras, 90-120mm y pernos2) Pernos esporádicos 7) Shotcrete reforzado con fibras, 120-150mm y pernos3) Pernos sistemáticos 4) Pernos sistemáticos con shotcrete sin

refuerzo, de 40-100 de espesor

8) Shotcrete reforzado con fibras, > 150 mm, con arcos de acero (cerchas) y pernos

9) Revestimiento de concreto armado

Figura 13: Categorías de sostenimiento estimados, basados en el índice de calidad tunelera Q (Según Grimstad y Barton, 1993)

A partir de la figura 12 se establece la categoría de sostenimiento. En las siguientes páginas se describe las categorías de sostenimiento.

D. Sostenimiento permanente de la pared

Un método empírico de modificar los estimados del sostenimiento de techos, es multiplicar la calidad de la masa rocosa Q por un factor que varíe de 1 a 5, para determinar el sostenimiento de paredes mineras, el resultante factor de pared Qw es utilizado en lugar de Q.

Rango de Q Factor de Pared QwQ > 10

0.1 < Q < 10Q < 0.1

5.0 Q2.5 Q1.0 Q

Para el caso del sostenimiento de las paredes, el uso adecuado de la Dimensión Equivalente (DE) es evaluado en términos de altura total de la excavación (altura/ESR altura de la pared/ESR). Los ejemplos que se dan ilustran el método.

Ejemplo de sostenimiento permanente de techos y paredes:

Rampa de sección 4.0 x 3.5 m

Masa rocosa con 2 sistemas de juntas mas aleatorios

RQD = 45

Q = 0.8

Qw = 2.5 * Q = 2.5 * 0.8 = 2.0

ESR = 1.6

DE = 4.0 1.6 = 2.5 (techo)

DE = 3.5 1.6 = 2.19 (pared)

De la Figura 12, para Q = 0.8 y DE = 2.5 la categoría de sostenimiento es 25 (techo)


RQD / Jn = 45 / 6 = 7.5

Luego de tabla 4, el sostenimiento para el techo de la rampa será empernado sistemático con pernos de 7 pies de longitud, espaciados cada 1 m, mas shotcrete con malla de refuerzo de 2 pulgadas.

Para Qw = 2.0 y DE = 2.19 según la Figura 12 no requiere sostenimiento sistemático, solo esporádico.

E. Sostenimiento temporal

Ejemplo:

Tajeo de sección 4.0 x 6.0 m

Masa rocosa con 2 sistemas de juntas mas aleatorios

RQD = 40

Q = 0.21 RMR equivalente = 30 ( RMR = 9 ln Q + 44 )

Qw = 2.5 * Q = 2.5 * 0.21 = 0.525

ESR = 3 (indica excavación temporal)

DE = 4.0 3 = 1.33 (techo)

DE = 6.0 3 = 2.0 (pared)

De la Figura 12, para Q = 0.21 y DE = 1.33 la categoría de sostenimiento es 29 (techo)

RQD / Jn = 40 / 6 = 6.67

Luego de tabla 4, el sostenimiento para el techo de la rampa será empernado sistemático con pernos de 7 pies de longitud, espaciados cada 1 m, mas shotcrete de 1 a 2 pulgadas de espesor.

Para Qw = 0.525 y DE = 2.0 según tabla 12 la categoría de sostenimiento es 25.

Luego de la tabla 4, el sostenimiento para las paredes del tajeo será: empernado sistemático con pernos de 7 pies espaciados cada 1.5 m, mas shotcrete de 1 a 2 pulgadas.

Otro método de estimar del sostenimiento temporal, es seleccionar una categoría de sostenimiento (de 1 a 38) mas próxima a la diagonal de ningún sostenimiento.


Ejemplo:

Modificar en sostenimiento permanente para excavación 8 m de ancho

Q = 0.3

ESR = 1.6

DE = 8 1.6 = 5.0 (como si se tratase de sostenimiento permanente)

De la Figura 12, para Q = 0.30 y DE = 5.0 la categoría de sostenimiento es 30

Luego de tabla 4, el sostenimiento para el techo si fuera labor permanente sería, empernado sistemático con pernos cementados de 10 pies de longitud, espaciados cada 1.0 m, mas shotcrete de 2 pulgadas de espesor.

Por tratarse de una excavación temporal acercándonos a la línea de no requiere sostenimiento de la tabla 4, la clase de sostenimiento requerido será 29, y el sostenimiento recomendado consiste en empernado sistemático con pernos de 10 pies de longitud (split set), espaciados cada 1.0 m, mas shotcrete de 1 pulgada de espesor.


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