Embed Size (px)
Citation preview
PARAMETROS GEOMECANICOS PARA SOSTENIMIENTO EN MINERIA
SUBTERRANEA
Ing. Jorge Ramírez S.Jefe de planeamiento
Mina Catalina Huanca
Cualquier tipo de excavación realizada en un macizo rocoso produce un cambio en su estado original, teniéndose como consecuencia la eliminación natural de la estabilidad alrededor de la excavación, pasando las condiciones de equilibrio de un estado estático a un estado dinámico. Los efectos que puedan producir estos cambios deben de ser conocidos antes de realizar la excavación, con la finalidad de minimizar las consecuencias orientadas a la estabilidad de la excavación.
El éxito de la instalación de un soporte depende de:
1. Una buena definición del soporte a instalar.
2. Una buena instalación del soporte definido.
DEFINICIÓN DEL SOSTENIMIENTO A INSTALAR
Para diseñar el soporte a instalar en una excavación se debe de tener en cuenta lo siguiente:
1. Uso que se le dará a la excavación.2. Características geométricas de la excavación.3. Caracterización Físico-Mecánica de la roca
intacta.4. Caracterización del macizo rocoso.5. Esfuerzos a los que esta sujeta la excavación.
1. USO QUE TENDRA LA EXCAVACIÓNExisten dos tipo de excavaciones mineras:• Permanentes: Son aquellas que van a perdurar
en la vida de la mina. Ejemplos: Niveles, rampas, chimeneas de ventilación principal.
• Temporales: Son aquellas que estarán abiertas por un lapso de tiempo corto. Ejemplos: Tajeos, ventanas hacia el tajeo, chimeneas que son cara libre en tajeos, etc.
2. CARACTERÍSTICAS GEOMETRICAS DE LA EXCAVACIÓN
Estas características dependen de:• Forma: Circular, herradura, cofre,
rectangular, etc.• Tamaño• Orientación
CARACTERIZACION DE LA ROCA• Roca Intacta: También llamada matriz rocosa, es el
material rocoso exento de discontinuidades, o los bloques de roca intacta que quedan entre ellas. Queda caracterizada por su densidad, deformabilidad y resistencia.
• Discontinuidad: Es cualquier plano de origen mecánico o sedimentario en un macizo rocoso, con una resistencia a la tracción muy baja o nula. La presencia de estas implica un comportamiento no continuo del macizo rocoso.
• Macizo Rocoso: Es el conjunto de matriz rocosa y discontinuidades, esto le confiere un carácter heterogéneo y un comportamiento no continuo, condicionado por la naturaleza, frecuencia y orientación de los planos de discontinuidad, y condiciona su comportamiento geomecánico e hidráulico.
3. CARACTERIZACION FISICO-MECANICA DE LA ROCA INTACTA
Las principales características Físicas a tener en cuenta son las siguientes:
• Densidad.• Peso especifico.• Porosidad y permeabilidad.
Las principales propiedades mecánicas a considerar son:
• Resistencia a la Compresión ( Rc )
Rc = P / A , A = πD²/4
• Resistencia a la Tracción ( Rt )
Rt = P / A , A = πD²/4
P(+)
P(+)
A
P(-)
P(-)
• Modulo de Deformación (E) :Tendencia de deformación en dirección axial del esfuerzo solicitante.
• Modulo de Poisson : (ע)Razón de deformación: deformación radial entre la deformación axial.
E
v
COHESIÓN ( C ) :Resistencia cohesiva o resistencia a la cizalla.
Angulo de Fricción Interna ( Ø ) : Angulo de rozamiento interno.
φ
C
4. CARACTERIZACION DEL MACIZO ROCOSO
Debido a la variación de las características de la masa rocosa, se requiere de un buen detalle de la información geológica y geomecánica, para ello se deben de confeccionar modelos geológicos y posteriormente modelos geomecánicos.
FASES DE UN PROYECTO
Para construir el Modelo Geomecánico se requiere contar con la información de campo, la cual consiste en:
DISCONTINUIDADES DE LA MASA ROCOSA
1. Orientación, es la posición de la discontinuidad en el espacio y comúnmente es descrito por su rumbo y buzamiento. Cuando un grupo de discontinuidades se presentan con similar orientación o en otras palabras son aproximadamente paralelas, se dice que éstas forman un “sistema” o una “familia” de discontinuidades.
2. Espaciado, es la distancia perpendicular entre discontinuidades adyacentes. Éste determina el tamaño de los bloques de roca intacta. Cuanto menos espaciado tengan, los bloques serán más pequeños y cuanto más espaciado tengan, los bloques serán más grandes.
3. Persistencia, es la extensión en área o tamaño de una discontinuidad. Cuanto menor sea la persistencia, la masa rocosa será más estable y cuanto mayor sea ésta, serámenos estable.
4. Rugosidad, es la aspereza o irregularidad de la superficie de la discontinuidad. Cuanto menor rugosidad tenga una discontinuidad, la masa rocosa serámenos competente y cuanto mayor sea ésta, la masa rocosa será más competente.
5. Apertura, es la separación entre las paredes rocosas de una discontinuidad o el grado de abertura que ésta presenta. A menor apertura, las condiciones de la masa rocosa serán mejores y a mayor apertura, las condiciones serán más desfavorables.
6. Relleno, son los materiales que se encuentran dentro de la discontinuidad. Cuando los materiales son suaves, la masa rocosa es menos competente y cuando éstos son más duros, ésta es más competente.
6. RESISTENCIA DE LA ROCA
> 250 MPa
100 - 250 MPa
50 -100 MPa
25 - 50 MPa
< 25 MPa
7. RESISTENCIA DE LAS PAREDES LAS DISCONTINUIDADES
CARTILLA DE CORRELACION PARA EL MARTILLO SCHMIDT DE DUREZARELACION: DENSIDAD, N° REBOTE Y RESISTENCIA COMPRESIVA DE LA ROCA
8. AGUA SUBTERRANEA (HIDROGEOLOGÍA)
FILTRACIONES EN LA PARED ROCOSA DE UNA GALERIA SUBTERRANEA
9. NUMERO DE FAMILIAS O DE SISTEMAS
Se toman datos en el macizo rocoso con líneas de detalle, el análisis se realiza con el programa Dips.
10. TAMAÑO DE BLOQUES
ESQUEMAS DE FORMAS DE BLOQUES: a) bloqueado, b) irregular, c) tabular yd) columnar.
11. GRADO DE FRACTURAMIENTO DE LA MASA ROCOSA
Masiva o levemente fracturada2 a 6 fracturas / m
Moderadamente fracturada6 a 12 fracturas / m
Muy fracturada12 a 20 fracturas / m
Intensamente fracturada
> 20 fracturas / m
5. Esfuerzos a los que esta sujeta la excavación
Son los esfuerzos que se ubican alrededor de las excavaciones y afectan su estabilidad en mayor o menor grado. Estas son de dos tipos:
• Esfuerzos In-situ• Esfuerzos Inducidos
Los esfuerzos In-Situ dependen de:- Las condiciones de carga de la masa rocosa.
σ = δ*z; Donde: σ Esfuerzo in Situδ Densidad de la rocaz Profundidad
ESFUERZOS IN-SITU
Los esfuerzos definidos por su historia geológica (Tectónismo, intrusión, Esfuerzos Residuales, etc.)
METODOS PARA DETERMINAR LOS ESFUERZOS IN-SITU
• USBM Deformation Gage
• Flatjack (Gata Plana)
• CSIRO HollowInclusion
• Calculo con fracturamientohidráulico
ESFUERZOS INDUCIDOSSon aquellos esfuerzos provocados debido a la presencia de la excavación. Cuando mas grande es la excavación mayor son estos esfuerzos. La influencia de estos esfuerzos es de 2 a 3 veces el ancho de la excavación.
METODOS DE DISEÑO DE SOSTENIMIENTO DE LABORES MINERAS
Existen tres métodos para determinar el soporte que requiere una excavación, ellos son:
• Métodos Empíricos• Métodos usando las Clasificaciones
Geomecánicas• Métodos numéricos.
Métodos Empíricos
Este se basa en la experiencia y observación de cada trabajador, el cual le permite definir el tipo se sostenimiento que requiere una labor.
Métodos utilizando Clasificaciones Geomecánicas
Estos son ampliamente utilizados en el mundo debido a su rápida aplicación y gama de usos que presenta.
Estas tablas han sido confeccionas teniendo como información base los resultados de muchas pruebas realizadas en campo.
OBJETIVOS DE LAS CLASIFICACIONES DE LA MASA ROCOSA
Identificar los parámetros más significativos que influyen en el comportamiento de la masa rocosa.Dividir una formación rocosa en grupos de similar comportamiento, es decir, clases de masas rocosas de diferentes calidades.Proporcionar una base para el entendimiento de las características de cada clase de masa rocosa.Relacionar la experiencia de las condiciones de la roca de un lugar a las condiciones y experiencia encontradas en otros lugares.Obtener datos cuantitativos y guías para el diseño de ingeniería.Proporcionar una base común de comunicación entre el ingeniero y el geólogo.
ANTECEDENTES SOBRE CLASIFICACIONES DE LA MASA ROCOSA EN INGENIERÍA
Ritter (1879): Primer intento de formalizar un enfoque empírico para el diseño de túneles, en particular para determinar los requerimientos de sostenimiento.
Terzaghi (1956): Primera referencia sobre el uso de una clasificación de la masa rocosa para el diseño del sostenimiento de túneles, con cimbras.
Lauffer (1958): Clasificación que involucra el tiempo de autosostenimiento para túneles.
Deere et al. (1964): Indice RQD (Designación de la Calidad de la Roca), para proveer un estimado cuantitativo de la calidad de la masa rocosa, a partir de los testigos de la perforación diamantina.
Wickham et al.(1972): Método cuantitativo para describir la calidad de una masa rocosa y para seleccionar el sostenimiento, en base a la Valoración de la Estructura Rocosa (RSR - Rock Structure Rating). Primer sistema que hace referencia al shotcrete.
Pacher et.al. (1974): Modificación del criterio de Lauffer y que actualmente forma parte de la propuesta general de tunelería conocida como NATM.
Barton et.al. (1974): Índice de Calidad Tunelera (Q) para la determinación de las características de la masa rocosa y de los requerimientos de sostenimiento de túneles.
Bieniawski (1973): Clasificación Geomecánica o Valoración de la Masa Rocosa RMR(Rock Mass Rating), refinado sucesivamente en varias oportunidades, última versión 1989. Aplicable a la estimación del sostenimiento, al tiempo de austosostenimiento y los parámetros de resistencia de la masa rocosa.
Laubscher et.al. (1977): RMR de Bieniawski modificada para la minería MRMR (Mining Rock Mass Rating), última versión 1990. Aplicable a la estimación del sostenimiento y los parámetros de los métodos de minado por hundimiento, principalmente.
Hoek et.al. (1994): Índice de Resistencia Geológica GSI (Geological Strength Index), para clasificar a la masa rocosa, estimar la resistencia de la masa rocosa y el sostenimiento. Ultima versión 1998.
Palmstron (1995): Índice del Macizo Rocoso RMi (Rock Mass Index). Sistema para caracterizar la masa rocosa y para aplicaciones en el sostenimiento, excavación TBM, voladura y fragmentación de rocas.
INDICE RMR (Rock Mass Rating)
Conocido como el índice CSIR, creado por Bieniawski. Esta clasificación tiene varias tablas modificadas en diferentes años: en 1976, en 1984 y en 1989. En estas tablas han sido modificados las valoraciones que se les daba a cada parámetro.
A. PARAMETROS DE CLASIFICACION Y SUS INDICES
Parámetros Rango de valores
Carga puntual
>10 MPa
4-10 MPa
2-4 MPa
1-2 MPa
Se requiere pruebas de compr. uniaxial.
Resistencia de la roca intacta
Resist. Comp. Uniax.
> 250 MPa
100 - 250 MPa
50 - 100 MPa
25 - 50 MPa
5 - 25 MPa
1 - 5 MPa
< 1 MPa
1
Indice 15 12 7 4 2 1 0
Calidad de testigo perfor. Diamantina
90 – 100 % 75 – 90 % 50 – 75 % 25 – 50 % < 25 % 2
Indice 20 17 13 8 3
Espaciamiento de discontinuidades
> 2 m 0.6 – 2 m 200 - 600 mm 60 - 200 mm < 60 mm 3
Indice 20 15 10 8 5
Condición de discontinuidades. (Ver Tabla E)
Superficies muy rugosas. No continuas. Sin separación. Paredes de roca inalteradas
Superficies ligeramente rugosas. Separación < 1 mm. Paredes de roca ligeramente alteradas
Superficies ligeramente rugosas. Separación < 1 mm. Paredes de roca altamente alteradas
Superficies de espejo de falla o gouge < 5 mm de espesor o separación 1 – 5 mm. Continua
Suave gouge > 5 mm de espesor o separación > 5 mm. Continua.
4
Indice 30 25 20 10 0
Flujo para 10 m de túnel (l/m)
Ninguno < 10 10 - 25 25 - 125 > 125
Presión de agua en la discontinuidades/esfuerzo principal mayor σ
0 < 0.1 0.1 – 0.2 0.2 – 0.5 >0.5
Condiciones generales Completamente seco Semi seco húmedo goteo flujo
5
Indice 15 10 7 4 0
B. AJUSTE DE INDICES POR ORIENTACION DE DISCONTINUIDADES
Orientación strike y dip Muy favorable Favorable Regular Desfavorable Muy desfavorable
Túneles y minas 0 - 2 - 5 - 10 - 12
Cimientos 0 - 2 - 7 - 15 - 25
Indice
Indice 0 - 5 - 25 - 50 - 60
C. TIPOS DE MASA ROCOSA DETERMINADAS A PARTIR DEL INDICE TOTAL
Indice 100 - 81 80 - 61 60 - 41 40 - 21 < 21
Número de clase I II III IV V
Descripción Roca muy buena Roca buena Roca regular Roca pobre Roca muy pobre
D. SIGNIFICADO DE LOS TIPOS DE MASA ROCOSA
Número de clase I II III IV V
Promedio de tiempo sin sostenimiento
20 años para 15 m de abertura
1 año para 10 m de abertura
1 semana para 5 m de abertura
10 horas para 2.5 m de abertura
30 minutos para 1 m de abertura
Cohesión de la masa rocosa (Kpa)
> 400 300 - 400 200 - 300 100 - 200 < 100
Angulo de fricción de la masa rocosa (deg)
> 45 35 - 45 25 - 35 15 - 25 < 15
E. REGLAS PARA LA CLASIFICACION DE DISCONTINUIDADES (Condición)
Persistencia (longitud) Indice
< 1 m 6
1 – 3 m 4
3 – 10 m 2
10 – 20 m 1
> 20 m 0
Separación (apertura) Indice
Ninguno 6
< 0.1 mm 5
0.1 – 1.0 mm 4
1 – 5 mm 1
> 5 mm 0
Rugosidad Indice
Muy rugoso 6
Rugoso 5
Ligeramente rugoso 3
Liso 1
Espejo de falla 0
Relleno (gouge) Indice
Ninguno 6
Relleno duro <5 mm 4
Relleno duro >5 mm 2
Relleno suave <5 mm 2
Relleno suave >5 mm 0
Alteración Indice
Inalterado 6
Ligeramente alterado 5
Moderad. Alterado 3
Altamente alterado 1
Descompuesto 0
E. EFECTO DEL RUMBO Y BUZAMIENTO DE LAS DISCONTINUIDADES EN LA EJECUCION DE TUNELES
Rumbo perpendicular al eje del túnel Rumbo paralelo al eje del túnel Orientación independiente del rumbo
Avance con el buzamiento Avance contra el
buzamiento
Dip 45°-90° Dip 20°-45° Dip 45°-90° Dip 20°-45° Dip 45°-90° Dip 20°-45° Dip 0°-20°
Muy favorable Favorable Regular Desfavorable Muy desfavorable Regular Regular
REGLAS PARA LA EXCAVACION Y SOSTENIMIENTO DE TUNELES DE 10 m. DE ANCHO BAJO EL SISTEMA R.M.R.
Tipo de masa rocosa Excavación Pernos de Roca Concreto Lanzado Steel sets
I.Roca muy buena R.M.R.: 81 - 100
Todo el frente 3m. De avance
Generalmente no requiere sostenimiento excepto empernado esporádico
II. Roca buena R.M.R.: 61 – 80
Todo el frente 1-1.5 m de avance. Completo sostenimiento 20 m
detrás del frente
Locales. Pernos de 3m de longitud. Con espaciamiento de 2.5 m y malla soldada
ocasional
50 mm en el techo y donde se requiera Ninguno
III. Roca Regular R.M.R.: 41 - 60
Corte piloto y banqueo con 1.5 a 3 m de avance en el corte piloto. El sostenimiento se instala después
de cada voladura. Completo sostenimiento de los 10 m hasta el
frente.
Pernos sistemáticos de 4 m de longitud, espaciados 1.5-2 m en el techo y las
paredes con malla soldada en el techo.
50-100 mm en el techo y 30 mm en los lados
Ninguno
IV. Roca Pobre R.M.R.: 21 - 40
Corte piloto y banqueo. 1.0 a 1.5 m de avance en el corte piloto. El
sostenimiento debe instalarse juntamente con la ejecución de la
excavación
Pernos sistemáticos de 4-5 m de longitud, espaciados 1-1.5 m en el techo y las
paredes con malla soldada.
100-150 mm en el techo y 100 mm en los lados
Aceros ligeros a medios
espaciados 1.5 m colocados donde
se requiera.
V. Roca muy pobre R.M.R.: < 20
Multiples cortes. 0.5 – 1.5 m de avance en el corte piloto. El
sostenimiento se instala juntamente con la ejecución de la excavación. El concreto lanzado se debe colocar tan pronto como
sea posible
Pernos sistemáticos espaciados 1-1.5 m en el techo y las paredes con malla
soldada
150-200 mm en el techo, 150 mm en los lados y 50 mm en el frente
Acero medio a duro espaciados
a 0.75 m con aceros termo
aislados y anticorrosivos.
INDICE DE CALIDAD TUNELERA DE LA ROCA, QCreado por Barton, Lien y Lunde. Sirve para determinar la calidad del macizo en túneles. Esta basado en la siguiente expresión:
Donde:RQD= Indice según la valuación de Deere.Jn = Indice según el número de sistemas de
fracturas.Jr = Indice según la rugosidad de la superficie de
las fracturas.Ja = Indice según la alteración en la superficie de las
fracturas o su relleno.Jw = Coeficiente reductor por presencia de agua.SRF = (Stress reduction factor) coeficiente dependiente
del estado tensional del macizo rocoso.
SRFJw
JaJr
JnRQDQ ××=
Asociados éstos parámetros en grupo, obtenemos que:
Representa el tamaño del bloque.
Representa la resistencia al corte entre bloques
Representa la influencia del estadotensional=
SRFJw
=JaJr
=Jn
RQD
CLASIFICACION DE LAS MASAS ROCOSAS PARA ESTIMAR EL ESFUERZO EN EXCAVACIONES SUBTERRANEAS
DESCRIPCION
VALOR
NOTAS
1. Indice de Calidad de Roca
A. Muy Mala B. Mala C. Regular D. Buena E. Excelente
RQD
0-25 25-50 50-75 75-90
90-100
1. Estimar el RQD con 5% de aprox. 2. Si RQD <= que 10, emplear un
valor nominal de 10.
2. NÚMERO DE SISTEMAS DE FISURAS
A. Masivos, sin o con pocas fisuras B. Un sistema de diaclasas. C. Un sistema principal más uno
secundario D. Dos sistemas de diaclasas E. Dos sistemas principales mas uno
secundario F. Tres sistemas de diaclasas. G. Tres sistemas principales más uno
secundario. H. Cuatro sistemas de diaclasas
(roca muy fracturada) I. Roca Triturada (terrosa).
Jn
0.5-1.0
2 3
4 6
9 12
15
20
1. Para intersecciones de túneles utilizar (3 X Jn).
2. Para portales utilizar (2 X Jn).
3. NUMERO DE LA RUGOSIDAD DE LAS
FISURAS A) Contacto entre las superficies
de las discontinuidades con desplazamientos cizalla inferiores a los 18 Cm.
A) Diaclasas discontinuas B) Rugosas o irregulares,
corrugadas. C) Suaves, corrugación suave. D) Lustrosas o superficie de fricción
ondulado. E) Rugosas o irregulares pero
planas. F) Lisas y planares G) Lustrosas y planares
B) Sin contacto de roca después de un cizalleo de 10 Cm.
Jr
4
3
2 1.5
1.5
1.0 0.5
1. Añadir 1.0 si el espaciamiento medio de dos sistemas de diaclasas es mayor de 3 m.
2. Jr. = 0.5 se puede usar para fisuras de fricción planas y que tengan alienaciones con la condición de que estas estén orientadas para resistencia mínima.
DESCRIPCION
VALOR
NOTAS
H. Zona conteniendo arcilla en
cantidad suficiente como para impedir el contacto entre las superficies que limitan las discontinuidad.
J. Zona de material arenoso en
cantidad suficiente como para impedir el contacto entre las superficies que limitan la discontinuidad.
1
1
1. NÚMERO DE ALTERACION DE LAS
JUNTAS
A) Contacto en las paredes de la roca.
A. Rellenas con material compacto, impermeable, duro e inablandable.
B. Superficies inalteradas, ligeras manchas de oxidación.
C. Superficie ligeramente alteradas, cubiertas con material granular no arcilloso producto de la trituración de la roca.
D. Capas superficiales de material linoso o arcilloso-arenoso con una pequeña fracción cohesiva.
E. Capas superficiales de arcilla (caolinita, mica, clorita, etc.) Pequeñas cantidades de arcilla expansiva en capas de 1-2 mm de espesor.
B) Contacto en las paredes antes de un cizalleo de 10 cm.
F. Relleno granular no cohesivo. Roca desintegrada libre de particulas arcillosas.
G. Rellenos de minerales arcillosos muy consolidados e inablandables, contínuos con espesores de hasta 5 mm.
H. Relleno contínuo de hasta 5 mm de espesor de material arcilloso con grande medio o bajo de consolidación.
Ja
0.75
1.0 (25-35)
2.0 (25-38)
3.0 (20-25)
4.0
(8-16)
4.0 (25-30)
6.0
(16-24)
8.0 (8-16)
1. Los valores de Ør son aprox. 2. Los valores de Ør, en paréntesis, el
ángulo de fricción residual, se indican como guía aproximada de las propiedades mineralógicas de los productos de alteración si es que están presentes.
DESCRIPCION
VALOR
NOTAS
I. Relleno contínuo de arcillas expansivas (montrorillonita) de hasta 5 mm de espesor. El valor de Ja dpenderá del procentaje de expansión del tamaño de partículas arcillosas la accesibilidad de agua etc.
A) Sin contacto de las paredes después del cizacelleo.
J,K,L.-Zonas y capas de arcilla de
gradas o trituradas (ver G,H,I para condiciones de arcilla).
M. Zonas de arcilla linosa o arenosa
pequeñas fracciones de arcilla.
N,O,P. Zona o capas gruesas de racilla G,H,I para las condiciones de arcilla.
8.0-12.0 (6 -12)
6.0, 8.0 8.0-12.0 (6 -24)
5.0
10.0-13.0 13.0-20.0
(6 -24)
FACTOR DE REDUCCION POR AGUA EN LAS DIACLASAS. A. Secas o flujos bajos (< = 5 1t/min). B. Flujos o presiones medias que
ocasiona erosión del material de relleno.
C. Flujos o presiones altas en roca competente sin relleno.
D. Flujos o presiones altas con erosión considerable del material de relleno.
E. Flujos o presiones excepcionalmente altas luego del disparo, disminuyendo con el tiempo.
F. Flujos o presiones excepcionalmente altas sin que ocurra disminución con el tiempo.
Jw
1.0 0.66
0.50
0.33
0.2 –0.1
0.1 –0.05
Pres. Aprox. Del agua (Kgf / cm2)
1.0 1.0- 2.5
1.5 – 10.0
10
10
1. Los factores de C a F
son estimaciones - aproximadas. Aumenta Jw al instalar drenes.
2. Los problemas especiales causados por presencia del hielo no se toman en consideración.
FACTOR DE REDUCCION DE ESFUERSOS a) Zonas de debilidad que
interceptan la excavación y que pueden ser la causa de que el macizo se desestabilice cuando se construye el túnel.
SRF
DESCRIPCION VALOR NOTAS
10
5.0
2.5
7.5
5.0
2.5
5.0
1. Redúzcanse estos valores SRF de 25
50% si las zonas de fracturan solo interceptan pero no cruzan la excavación.
2. Para un campo virgen de esfuerzos fuertemente anisotrópico (si se mide). Cuando 5 (= G1/G3 (= 10. Redúzcase Gc y Gt a 0.6Gc, y 0.6Gt, donde Gc = fuerza comprensiva no cofinada, Gt = Fuerza de tensión y G1 y G3 son las fuerzas mayores y menores principales.
3. Hay pocos casos reportados donde el techo debajo de la superficie sea menor que el ancho del claro. Se sugiere que el SRF sea aumentado de 2.5 a 5 para estos casos (ver H).
Gc Gt/G1 SRF
A. Muchas zonas débiles con arcilla o roca con evidencias de desintegración química. Roca circundante muy suelta. Cualquier profundidad.
B. Zona débil aislada con arcilla o roca desintegrada. Profundidad <= de 50 m.
C. Zona débil aislada con arcilla o roca desintegrada. Profundidad >= de 50 m.
D. Muchas zonas de falla en roca competente. Roca circundante suelta. Cualquier profundidad, sin arcilla.
E. Zonas de fracturas aisladas en roca competente. Sin arcilla. Profundidad < 50 m.
F. Zonas de fracturas aisladas en roca competente. Sin arcilla. Profundidad > 50 m.
G. Diaclasas abiertas y sueltas. Roca intensamente fracturada. Cualquier profundidad.
b) Roca competente, problemas de esfuerzos.
H. Esfuerzo bajo, cerca de la
superficie. I. Esfuerzos medianos. J. Esfuerzos grandes, estructura muy
cerrada (generalmente favorable para estabilidad, puede ser desfavorable para la estabilidad de las cajas.
K. Estatillados de roca moderados en roca competente.
L. Estadillo intenso de roca masiva.
c) Roca compensiva, flujo plástico de roca incompetente bajo la influencia de presiones altas de la roca.
M. Presión moderada de roca con
tendencia extrusiva.
>200
200-10 10-5
5-2.5
< 2.5
>13
13-0.66 0.66-0.33
0.33-0.16
< 0.16
2.5
1.0 0.5-2.0
5-10
10-20
5-10
A. Presión altas de roca con tendencia extrusiva.
d. Roca expansiva, acción química expansiva dependiendo de la presencia de agua.
B. Presión moderada de roca con tendencia extrusiva.
C. Presión alta de roca con tendencia extrusiva.
10-20
5-10
10-20
NOTAS COMPLEMENTARIAS PARA EL USO DE ESTAS TABLAS
1. Cuando no se dispone de núcleos de perforación se podrá estimar el RQD por la cantidad dediaclasas por unidad de volúmen, en la que la cantidad de juntas por metro de cada sistema sesuman, una simple relaciónn podrá usarse para convertir esta cantidad en RQD para una roca sinarcilla.
RQD = 115 – 3.3 Jv Donde : Jv = cantidad total de fisuras por m3. RQD = 100 Para : Jv (4.5.) 2. El parámetro Jn que representa la cantidad de sistemas de fisuras estará afectado muchas veces por
foliación, esquistosidad, crucero pizarroso o estratificación etc. Cuando están muy evidentes estas“fisuras” paralelas bererán evidentemente considerarse como sistemas completos de fisuras. Sinembargo, si hay pocas fisuras visibles, o si no hay más que interrupciones ocasionales, será más correcto contarlos como “fisuras aisladas” cuando se evalua Jn.
3. Los parámetros Jr. y Ja (que representan el esfuerzo cortante) deben referirse al sistema de fisuraso a la discontinuidad con relleno de arcilla más débiles de la zona que se examina. Sin embargo, cuando un sistema de fisuras o a la discontinuidad con la valuación mínima (Jr/ Ja) se usará alevaluar Q. De hecho, el valor de Jr/ Ja relaciona a la superficie en forma tan comprometedora quepueda llevar al novato al fracaso.
4. Cuando un macizo contiene arcilla, se aplicará el factor SRF para la roca que se puede solatar. En
estos casos la resistencia de la roca inalterada es de poco interés. Sin embargo, cuando las fisurasson pocas no hay arcilla, la resistencia de la roca inalterada puede ser el eslabón más bébil y laestabilidad dependerá de la relación esfuerzo/resistencia de la roca. Un campo de esfuerzosfuertemente anisotrópico es desfavorable para la establidad y se toma en cuenta esto en formaaproximada en la nota 2 de la tabla para valuar el factor de reducción de esfuerzos.
5. La resistencia a la compresión y a la tensión (Gc y Gt) de la roca inalterada deberá evaluarse enunambiente saturado si así corresponde a las condiciones in situ presentes o futuras. Se hará unaestimación muy conservadora de la resistencia para aquellas rocas que se alteran cuando seexponen a la humedad o a un ambiente saturado.
INDICE DE RESISTENCIA GEOLOGICA (GSI)Hoek & Marinos (2000)
El sistema de clasificación GSI grandemente respeta las restricciones geológicas que ocurren en la naturaleza y están reflejadas en la información geológica. Un debate relaciona los rangos del índice de resistencia geológica (Strength Geological Index) para macizos rocosos típicos, enfatizando para macizos rocosos heterogéneos.
IN T E N S A M E N T E F R A C T U R A D A .
M U Y F R A C T U R A D A .
M O D E R A D A M E N T E F R A C T U R A D A .
M IN A A T A C O C H A
S E G U N IN D IC E G S I M O D IF IC A D O .S O S T E N IM IE N T O D E
C O N D IC IO N S U P E R . D E F R A C .
E S T R U C T U R A
A B E R T U R A S D E M A S D E 12 M T .
A B E R T U R A S D E 8 A 12 M T .
A B E R T U R A S D E 5 A 8 M T .
A B E R T U R A S M E N O R E S D E 3 M T .
A re a de G eo m e cá n ica
A B E R T U R A S D E 3 A 5 M T .
CALCULO DE PARAMETROS DE DISEÑO DE EXCAVACIONES
Toda excavación antes de ser realizada debe de diseñarse y determinar el grado debe estabilidad y tipo de soporte que requiere. A continuación se dan algunas formulas empíricas para determinar en forma rápida el tamaño máximo de soporte que soportaría la excavación.
RELACION ENTRE LA DIMENSION EQUIVALENTE MAXIMA De DE UNA EXCAVACION SUBTERRANEA SIN ADEME Y
EL INDICE QPara poder relacionar el índice de Calidad “Q” con el comportamiento de una excavación subterránea y con la necesidad de ademe de la mina, Barton, Lien y Lunde inventaron un elemento cuantitativo que llamarón “La dimensión equivalente De” de la excavación. Esta dimención se obtiene:
Donde: ESR = Relación de Soporte de laExcavación
La relación de soporte de la excavación ESR tiene que ver con el uso que se pretende dar a la excavación y hasta dónde se le puede permitir cierto grado de inestabilidad.
ESRexcavación la de soporte derelacion (m) altura o diámetro ,excavación la de AnchoDe =
TIEMPO DE AUTOSOPORTE
Tiempo de autosoporte es el tiempo en el cual la excavación se mantiene estable (no se aprecian deformaciones del macizo rocoso). Depende de la calidad del macizo rocoso y la abertura de excavación. Este se calcula aplicando la Tabla de Tiempos de Autosoporte Vs Abertura, propuesta por Bieniawski. Para su aplicación se necesita conocer el Indice “Q” o “RMR” y la abertura de la labor.
Tiempo de Auto-Sostenimiento, horas
VALORACION DEL MACIZO ROCOSO
1díaSP
AN
DEL
TEC
HO
, m 6
1
10-1
3
5
20
2
4
100 101
20
810
15
30
20COLAPSO
INMEDIATO
40
10 años
10
VALORACION DEL MACIZO ROCOSO
210
40
SOSTENIMIENTO
43 10
NO SE REQUIERE
60
1 mes
60
1 sem. 1 año80
510
80
TIEMPO DE AUTOSOSTENIMIENTO
EJEMPLO: PARA 6 M DE ABERTURA, EN ROCA DE RMR = 60 TIEMPO DE AUTOSOST. = 2000 HRS (2.7 MESES)
METODOS NUMERICOSLos modelos numéricos son programas computacionales que intentan representar la respuesta mecánica de un sistema a un conjunto de condiciones externas (e.g. esfuerzos in-situ, niveles freáticos, condiciones de borde, etc).
PORQUE USAR MODELOS PORQUE USAR MODELOS NUMERICOS EN LA SOLUCION NUMERICOS EN LA SOLUCION DE PROBLEMAS DE PROBLEMAS GEOMECANICOSGEOMECANICOS
• No se dispone de otros métodos (e.g. analíticos, equilibrio límites) o los disponibles tienden a simplificar demasiado el problema, llevando a soluciones demasiado conservadoras.
• Los métodos empíricos no pueden ser extrapolados.
• Permiten explicar el comportamiento físico observado (e.g. colapso).
• Se puede evaluar múltiples posibilidades (hipótesis, opciones de diseño)
Criterios de Modelamiento NumCriterios de Modelamiento Numéérico Continuo (explrico Continuo (explíícito, cito, implimplíícito) y Discontinuocito) y Discontinuo
Existen dos formas de modelamiento numérico de los macizos rocosos, ambas reconocen estructuras geológicas como discontinuidades debidas a diaclasas, fallas y/o planos de estratificación.
Los modelos continuos son de dos tipos: Diferenciales y borde o de contorno.
La mayor diferencia entre los métodos diferenciales y los de borde es la forma que requieren la discretización del dominio del problema.
La forma continua trata al macizo rocoso como un medio continuo intersectado por un número de discontinuidades. Mientras el punto de vista discontinuo trata al macizo rocoso como un ensamble de bloques o partículas independientes entre sí.
Métodos diferenciales
Métodos de contorno
Criterios de Modelamiento NumCriterios de Modelamiento Numéérico Continuo (explrico Continuo (explíícito, cito, implimplíícito) y Discontinuocito) y Discontinuo
Los modelos discontinuos se caracterizan por procesos numéricos que involucran las ecuaciones de movimiento de partículas o bloques, más bien que el del medio continuo (Cundall, 1976).
CRITERIOS DE SELECCICRITERIOS DE SELECCIÓÓN DEL METODO NUMERICO A EMPLEARN DEL METODO NUMERICO A EMPLEAR
Los software mas aplicados para determinar el soporte de excavaciones mineras son:
- Flac2D- Phases5- Unwedge
FLAC2DFLAC2DCable elementos Uso: Pernos, cables de SostenimientoCable elementos Uso: Pernos, cables de Sostenimiento
Es posible modelar split set, swellex, pernos helicoidales y concreto lanzado.Se requiere:
Tipo de soporte.Características mecánicas del soporte.Características geométricas del soporte.Esfuerzos de la excavación
Phases5Phases5
UdwedgeUdwedgeEs posible modelar split set, swellex, pernos helicoidales, cabeza expansiva, cable bolt y concreto lanzado.Se requiere:Tipo de soporte.Características mecánicas del soporte.Características geométricas del soporte.Esfuerzos de la excavación
RIESGO ACEPTABLE DE DISEÑO
