Manual Sistema deRefuerzo de Rocascon Pernos SAFEROCK®
Manual Sistema de Refuerzo de Rocas con Pernos SAFEROCK®
Autor:Dr. Ing. Alfonso Carvajal Rojas
Colaboradores:Eugenio Santander A.José Castillo M.
Editor:Carlos Rondon S.M.
Diseño y Producción Gráfica:Casenave y Asociados
Dirección de Arte:Soledad Casenave P.
Diagramación:Ernesto Amaya G.
Ilustraciones:Ingrid Aguilera A.
Fotografía:Francisco AguayoJorge BrantmayerMatías del Campo
Impresión:M y M Servicios Gráficos S.A.
Derechos Reservados (C) por Gerdau AZA S.A.La Unión 3070, Renca. Santiago de Chile.
Copyright (C) MMVII, por Gerdau AZA S.A.
SAFEROCK® Marca Registrada Nº742199
Patente de Invención 125-2005
Inscripción en Propiedad Intelectual N° 164.756.
1ª Edición: 2.000 ejemplares, junio de 2008
Impreso en Chile - Printed in Chile
No está permitida la reproducción total o parcial de este documento, ni su tratamiento informático, ni la transmisión de ninguna forma o por cualquier medio, ya sea electrónico, fotocopia, registro u otros medios, sin la aprobación y por escrito de Gerdau AZA S.A.
Otros documentos técnicos de Gerdau AZA S.A. disponibles para los usuarios interesados, son:
• Manual de Cálculo de Hormigón Armado
• Manual de Armaduras de Refuerzo para Hormigón
• Manual de Diseño para Angulos Estructurales L-AZA
• Catálogo Técnico de Barras y Perfiles Laminados
Para consultas sobre nuestros productos y servicios, visite nuestra página web:
www.gerdauaza.cl
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Vista aérea de la Planta Renca de Gerdau AZA, instalación donde son laminados los pernos SAFEROCK®.
Gerdau AZA, empresa perteneciente al Grupo Gerdau,
tiene el agrado de presentar a la comunidad de
profesionales y estudiantes de los sectores de la
geotecnia, geomecánica, ingeniería de excavaciones,
ingeniería civil estructural y construcción, la primera
edición de su Manual Sistema de Refuerzo de Rocas
con Pernos SAFEROCK®, mediante el uso de barras
de acero producidas por Gerdau AZA.
El presente Manual, de 226 páginas, que consta de
once capítulos y un anexo, tiene su contenido orientado,
fundamentalmente, hacia todos los profesionales
vinculados con el diseño, cálculo y ejecución de
excavaciones y la estabilización de estratos rocosos de
taludes en minas de tajo abierto y en caminos de alta
montaña, como también con la docencia de esta
especialidad. Esperamos que sea un aporte valioso y
necesario para todas las personas que lo utilicen como
texto guía o como un documento de consulta permanente.
Entre los temas abordados por el autor de este texto
podemos destacar, la propuesta para la ingeniería de
excavaciones, el método de análisis de riesgo, los
procedimientos de diseño para túneles de roca, la
descripción y características del sistema de refuerzo
de rocas, con su respuesta y evaluación, el estudio
y análisis del perno SAFEROCK®, su instalación y una
serie de herramientas prácticas para el diseño.
Agradecemos, muy sinceramente, el valioso apor te
técnico del autor y de su equipo interdisciplinario de
colaboradores de la Facultad de Ingeniería de la
Universidad de La Serena, a la empresa DSI
SOPROFINT por su inapreciable colaboración en el
desarrollo del sistema de refuerzo SAFEROCK® y a
cada uno de los integrantes de la Superintendencia
de Geomecánica de CODELCO División El Teniente,
cuyos aportes y pruebas realizadas en terreno fueron
decisivas para lograr las mejoras del producto
SAFEROCK®, al permitirnos contribuir a través de
este medio, con la ingeniería y la construcción de
excavaciones en super ficie y subterránea en Chile.
A todos ellos, un sincero reconocimiento por el
respaldo y la confianza que han depositado en nuestra
empresa y de manera muy especial, a todas las
personas que directa o indirectamente, día a día,
especifican y utilizan nuestros productos, como
también a aquellas que nos entreguen cualquier
apor te, obser vación o comentario que sir va para
enriquecer estas páginas en futuras ediciones.
Manual Sistema de Refuerzo de Rocas con Pernos SAFEROCK®
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Del mismo modo, se entregan en forma gráfica conceptos
extractados de la literatura especializada, que forma la
mayor parte de este trabajo, y proporciona algunas reglas
empíricas de uso práctico y el procedimiento de instalación
correspondiente. Lo anterior nos hace pensar que el
texto puede ser usado tanto por estudiantes como por
profesionales relacionados con construcciones o
excavaciones, ya sean estas de superficie o subterráneas,
como una herramienta para el diseño e instalación del
perno de refuerzo SAFEROCK® y su sistema.
El perno y la tuerca SAFEROCK®, productos registrados
por Gerdau AZA de acuerdo con la Patente de Invención
Nº 125-2005, han sido aplicados crecientemente y en
forma satisfactoria en Chile, en la fortificación de túneles
y otras operaciones mineras de la empresa Codelco
División El Teniente y en túneles y estabilizaciones de
suelos en construcciones del Metro de Santiago, entre
otras importantes obras de infraestructura.
La aceptación y el éxito que han tenido los pernos
SAFEROCK® y su sistema entre los usuarios, se debe
a sus características y a las mejores técnicas
introducidas en el diseño y fabricación del conjunto,
lo que ha permitido ir desplazando paulatinamente a
los pernos tradicionales existentes en el mercado.
El presente Manual es el producto de tres proyectos de
investigación encargados y financiados por Gerdau AZA.
Uno de ellos consistió en analizar la literatura relacionada
con los sistemas de refuerzo en roca, utilizando pernos
de acero, extractando los principios y fundamentos, que
en la consideración del autor son los más importantes,
y otros que son incluidos por su temario, teoría y
principios sobre cómo se debe operar en la ingeniería
de excavaciones. Los otros dos proyectos corresponden
a investigaciones aplicadas, cuya finalidad fue lograr
un producto que tenga mejores propiedades y
comportamiento bajo solicitaciones de carga. De esta
manera, se estudió el diseño del perno SAFEROCK® y
el sistema propuesto por Gerdau AZA, cuyos resultados
más importantes aparecen en este trabajo.
Este manual no pretende constituir una obra de análisis
profundo de los complejos fenómenos que se presentan
en la naturaleza de las masas de roca, cuando son
intervenidas por el hombre, sino más bien el esfuerzo
está orientado a entregar una visión de conjunto de la
problemática, dando pautas y formas de integración de
los distintos actores que intervienen en la ingeniería
de excavaciones, tales como el diseño de; la excavación
propiamente tal, la per foración y voladura y el sistema
de refuerzo y/o soporte.
Manual Sistema de Refuerzo de Rocas con Pernos SAFEROCK®
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En Chile ha participado en proyectos FONDEF y DIULS,
consultorías, conferencias técnicas y cursos de
perfeccionamiento en empresas e instituciones como:
Codelco Chuquicamata, El Salvador, Andina y El Teniente,
Minera Las Cenizas, Los Pelambres, Candelaria y el
Instituto de Ingenieros de Minas.
El doctor Carvajal ha sido profesor tutor de varias
memorias de título para ingenieros de ejecución y civil
de minas, profesor tutor en el programa de postgrado
"Magíster en Ingeniería de Recursos Minerales" para
ingenieros del Perú, y actualmente es director del
Departamento de Ingeniería de Minas y de un proyecto
de postítulo virtual, miembro del consejo académico de
la Universidad de La Serena, profesor de los cursos de
per foración y tronadura, métodos de explotación y
construcciones subterráneas y miembro permanente del
comité científico del International Mining Forum de Polonia.
Alfonso Carvajal Rojas, Ingeniero de Minas, Master of
Science (1994) y Doctorado (Sc.) (2003) con especialidad
en geomecánica minera de la Universidad de Ciencia y
Tecnología de Polonia es, además, Ingeniero de Ejecución
de la ex Universidad Técnica del Estado, Sede La Serena.
Se desempeñó en minería masiva durante diez años en
Codelco Chile División El Teniente y minería selectiva en
la Compañía Minera El Indio durante dos años.
Ha publicado 18 artículos tanto en Chile como en el
extranjero, ha par ticipado en las redes temáticas
iberoamericanas de Ciencia y Tecnología para el
Desarrollo (CYTED), e invitado a par ticipar tanto en
proyectos, dictar conferencias técnicas, cursos de
postgrado y visitas técnico-científicas en Perú, Argentina,
Venezuela, Cuba, Ecuador, Brasil, Polonia, España,
Inglaterra y la República Checa.
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Productos y procesos de calidad reconocida y certificada
Capítulo 4
Manual Sistema de Refuerzo de Rocas con Pernos SAFEROCK®
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INFORMACION GENERAL
1.1 Proceso de Fabricación y Control de Calidad 15
1.2 Identificación, Dimensiones, Grados del acero y Características
de los Elementos del Sistema SAFEROCK® 18
GENERALIDADES
2.1 El Refuerzo de Roca y la Calidad Total 25
2.2 Seguridad en Excavaciones 28
2.3 Control de Daño como Consecuencia de la Caída de la Roca 30
2.4 Accidentabilidad 30
2.5 Relación Marco-Perno 32
2.6 Historia de su Aplicación en Minería 33
LA INGENIERIA DE EXCAVACIONES
3.1 Ingeniería de Rocas 39
3.2 Propuesta para la Ingeniería de Excavaciones 45
3.3 Método de Análisis de Riesgo 50
PROCEDIMIENTO DE DISEÑO PARA TUNELES EN ROCA
4.1 Revisión al procedimiento de Diseño para Túneles en Roca 57
4.2 Procedimiento de Diseño de Túneles en Roca 59
4.3 Control del Debilitamiento de las Excavaciones Subterráneas 61
4.4 Tamaño de la Excavación y Número de Discontinuidades 62
4.5 Nivel de Esfuerzos 62
4.6 Diseño de Soporte para Rocas Sobrestresadas 67
4.7 Definición del Criterio de Falla 68
4.8 Concepto Arco de Roca 71
Capítulo 2
Capítulo 3
Capítulo 1
Capítulo 6
Capítulo 5
10
Capítulo 7
Capítulo 8
COMPUTACION APLICADA AL DISEÑO DE EXCAVACIONES
5.1 Aspectos Generales 75
5.2 Guía para el Modelamiento Numérico 77
5.3 Cálculo en dos o tres Dimensiones 80
5.4 Resumen 81
SISTEMA DE REFUERZO DE ROCAS
6.1 Conceptualidades del Refuerzo 85
6.2 Tipos de Refuerzo 86
6.3 Acción del Refuerzo 87
6.4 Componentes del Sistema de Refuerzo SAFEROCK® 89
6.5 Clasificación del Sistema de Refuerzo SAFEROCK® 90
6.6 Comportamiento del Sistema de Refuerzo Perno Tuerca SAFEROCK® 92
6.7 Elemento Externo - Planchuela (4) 96
6.8 Lechada como Elemento de Adherencia en Sistema de Refuerzo 97
RESPUESTAS DEL SISTEMA REFUERZO - ROCA
7.1 Conceptos Fundamentales 105
7.2 Interacción en la Interfase Roca-Lechada 106
7.3 Interacción en la Interfase Lechada-Perno SAFEROCK® 109
7.4 Interfase de Tranferencia de Carga Roca-Refuerzo 110
7.5 Modos de Falla Bajo Carga Axial del Sistema SAFEROCK® 112
EVALUACION DEL SISTEMA DE REFUERZO
8.1 Refuerzo de Roca Intacta 115
8.2 Refuerzo en Roca Fracturada 115
8.3 Diseño de Refuerzo 117
8.4 Comportamiento del Refuerzo en Roca Fracturada 118
8.5 Procedimiento para Refuerzo en Roca Fracturada 119
8.6 Evaluación de Estabilidad de Bloques no Reforzados 120
8.7 Diseño de Refuerzo de Bloques 122
8.8 Valorización de Estabilidad de Bloques Reforzados 124
8.9 Teorías de Refuerzos 126
Manual Sistema de Refuerzo de Rocas con Pernos SAFEROCK®
11
Capítulo 9
Anexos
Capítulo 10
Capítulo 11
ESTUDIO DEL PERNO SAFEROCK®
9.1 Modelamiento Numérico de Pruebas de “Pull Out” (Software Flac) 135
9.2 Ensayo de Pull Out, Perno SAFEROCK® 145
HERRAMIENTAS PRACTICAS DE DISEÑO
10.1 Introducción 153
10.2 Reglas Empíricas para Esfuerzos y Control de Terreno 153
10.3 Mecanismos Teóricos de Refuerzo 156
10.4 Clasificación de Refuerzos de Rocas para Túneles 159
10.5 Indice de Calidad de Túneles “Q” 160
10.6 Geological Strength Index “GSI” 171
10.7 Indice de Masa Rocosa “RMI” 182
10.8 Ejemplos 192
PROCEDIMIENTOS DE INSTALACION SAFEROCK®
11.1 Procedimiento de Instalación 197
11.2 Perforación 197
11.3 Inyección 201
11.4 Riesgos y Medidas de Control 203
A.1 Términos y Definiciones 211
A.2 Normas de Referencia y Alcance del Reglamento de SERNAGEOMIN 213
A.3 Conversión de Unidades 222
Bibliografía 224
Capítulo 1
Información General
1.1 Proceso de Fabricación y Control de Calidad
1.2 Identificación, Dimensiones, Grados del Acero y Características
de los Elementos del Sistema Saferock®
Capítulo 1: Información General
15
1.1 PROCESO DE FABRICACION Y CONTROL DE
CALIDAD
1.1.1 Proceso de Fabricación del Acero Gerdau AZA
En Gerdau AZA, el proceso de fabricación del acero se
inicia con la selección, procesamiento y corte de trozos
de acero en desuso, la chatarra, que es la materia prima
básica. Otros elementos que también son empleados en
la fabricación, son las ferroaleaciones, oxígeno, cal y
fundentes, entre otros.
En primer lugar, la materia prima se carga en cestas, en
proporciones adecuadas para satisfacer las especificaciones
del proceso de fabricación del acero, las que son
trasladadas a la Acería para alimentar el horno de arco
eléctrico. Toda la carga es fundida en el horno de 60
toneladas de capacidad, mediante la aplicación de un arco
eléctrico que desarrolla una potencia de 45.000 kVA.
Una vez terminado el proceso de fusión, en donde toda
la carga pasa del estado sólido al estado líquido, momento
en el cual alcanza una temperatura de alrededor de
1.630ºC, el acero es trasladado a un Horno de Cuchara,
donde se realizará la etapa de afino y se procederá a
tomar muestras de acero para realizar el análisis de
espectrometría, con el propósito de conocer su composición
química. Durante toda la etapa de fusión, se inyectan al
horno importantes cantidades de oxigeno para extraer y
remover las impurezas y cumplir así con los estándares
de calidad preestablecidos.
Luego de conocido el informe sobre la composición química,
se realizan las correcciones necesarias mediante el proceso
de afino, lo que permite obtener la composición y purezas
deseadas. De esta forma, los diferentes grados del acero
Gerdau AZA se obtienen, de un cuidadoso control de la
composición y mediante la adición de ferroaleaciones,
como el ferromanganeso y ferrosilicio, aprovechando la
mayor afinidad química de estos elementos, para formar
entre otros, óxidos y sulfuros que pasan en mayor cantidad
a la escoria.
Cuando el acero líquido cumple con las especificaciones
requeridas, tanto de composición química como de
temperatura, éste es trasladado en la cuchara hasta la
máquina de colada continua, donde se realizará el colado
del acero.
1.1.2 Colado del Acero
Obtenido el acero en su estado líquido, éste debe
solidificarse en la forma conveniente para su empleo
posterior en los trenes de laminación. Esto se hace
mediante un equipo de colada continua, en el que se
aplica un proceso que transforma el acero líquido en
un producto semiterminado, llamado palanquilla, que
son barras macizas de 130 x 130 mm de sección.
Figura 1.1: Operación de Carga de Horno Eléctrico, Planta Colina, Gerdau AZA.
16
Luego de esto, las palanquillas son inspeccionadas
visualmente para detectar eventuales defectos
superficiales o de forma. Después de aprobadas, las
palanquillas son separadas por coladas, identificadas y
almacenadas para la operación siguiente: la laminación
en caliente.
1.1.3 Laminación en Caliente de las Barras
La laminación en caliente, es un proceso de transformación
termomecánico, en donde se da la forma final a los
productos siderúrgicos. En el caso de los pernos
SAFEROCK®, el proceso es el siguiente: en la planta de
laminación, las palanquillas son seleccionadas según el
grado del acero del producto final y son cargadas a un
horno de recalentamiento horizontal, donde alcanzan una
temperatura uniforme de 1.200°C, lo que permitirá su
deformación plástica durante el proceso de laminación
en caliente.
En este proceso, la palanquilla es tratada mecánicamente,
haciéndola pasar sucesivamente por trenes de
El acero líquido que se encuentra en la cuchara de
colada, es transferido a una ar tesa o distribuidor,
desde donde pasa a las vías de colada.
Desde el distribuidor, el acero cae dentro de tres
lingoteras de cobre sin fondo, de doble pared y
refrigeradas por agua, donde se inicia la solidificación
del acero, con la formación de una delgada cáscara
super ficial endurecida, que contiene aún su núcleo de
metal en estado líquido.
Para ayudar a acelerar la formación y engrosamiento
de dicha cáscara, las lingoteras tienen un movimiento
de oscilación ver tical que, además, impide su
adherencia a las paredes del molde y permite su
transpor te hacia el mecanismo extractor.
Después de dejar las lingoteras, tres metros debajo
de éstas, el acero super ficialmente sólido, es tomado
por juegos de rodillos refrigerados con chorros de agua
a alta presión, solidificándose completamente, y ya
conver tido en palanquilla, cor tado automáticamente
mediante cizallas, a la longitud deseada.
Figura 1.2: Líneas de colada continua de acería, Planta Colina, Gerdau AZA.
Capítulo 1: Información General
17
laminación, las cuales van reduciendo su sección
original y consecuentemente, aumentando la longitud
inicial. De esta forma, se lleva la sección transversal
de la palanquilla cada vez más próxima a la forma y
diámetro final del perno SAFEROCK®, con su geometría
y dimensiones características y con la marca que
identifica el origen o fabricante.
En su planta ubicada en la comuna de Renca,
Gerdau AZA posee un laminador de 100.000 toneladas
anuales de capacidad, que permite controlar el
enfriamiento de las barras, con lo cual las propiedades
mecánicas finales de los pernos SAFEROCK®, son
determinadas con gran precisión. Cada uno de los
pernos son conducidos hasta el final del tren de
laminación, a una parrilla o lecho de enfriamiento
donde terminan de enfriarse, para luego proceder al
cor te a la medida deseada y posteriormente ser
empaquetados y almacenados. Al final del proceso de
cor te se extraen las muestras para su aprobación y
cer tificación de acuerdo a las normas vigentes.
1.1.4 Control de Calidad y Cer tificación
Todo el proceso de fabricación de los pernos
SAFEROCK®, está cer tificado bajo las normas ISO
9001, ISO 14001 y OHSAS 18001; de esta forma,
a lo largo de todas las etapas de fabricación del
producto existen monitoreos, mediciones y ensayos
de los procesos.
Desde la selección de la chatarra y otros insumos,
pasando por la fabricación del acero líquido, su
composición química, hasta el control de las
dimensiones finales obtenidas en la laminación en
caliente, conforman un complejo sistema que permite
asegurar la obtención de productos de calidad, de
acuerdo a los actuales estándares.
La cer tificación de calidad del acero de todas las
par tidas de pernos SAFEROCK® en Gerdau AZA, da
cumplimiento a la norma chilena NCh 204.Of2006.
Esta exigencia establece la extracción, identificación
y retiro de muestras por inspectores acreditados,
normalmente de algún organismo de ensaye de
materiales autorizado por el Estado. En el caso de
Gerdau AZA, el cer tificado es entregado por el
Instituto de Investigaciones y Ensaye de Materiales
de la Universidad de Chile, IDIEM.
Las muestras son preparadas para ser sometidas a
ensayos normalizados de tracción, midiéndose las
propiedades mecánicas más relevantes, como la
tensión de fluencia, la carga máxima y el alargamiento
de rotura.
Los resultados de los ensayes, se presentan en
cer tificados de calidad, en los que se identifica
el material ensayado y se entrega el veredicto de
cumplimiento con la norma, constituyéndose enFigura 1.3: Sala de Control de Laminación, Planta Renca, Gerdau AZA.
18
una garantía del producto para el usuario.
Periódicamente y como una medida adicional de
control, se efectúa un análisis estadístico de las
propiedades mecánicas sobre toda la producción de
barras y a cada una de las coladas producidas.
1.2 IDENTIFICACION, DIMENSIONES, GRADOS DEL
ACERO Y CARACTERISTICAS DE LOS
ELEMENTOS DEL SISTEMA SAFEROCK®
1.2.1 Identificación y Dimensiones de los Elementos
Gerdau AZA, en sus instalaciones ubicadas en Santiago,
produce y comercializa pernos SAFEROCK®, en barras
rectas destinados al reforzamiento de estratos rocosos
y suelos.
Figura 1.4: Laboratorio de Ensayes Mecánicos de IDIEM, en Gerdau AZA.
La identificación exclusiva que utiliza nuestra empresa
en este producto, consiste en caracteres bajo relieve,
los cuales incluyen la marca de origen Gerdau AZA
SAFEROCK®. Otra identificación visible de los pernos
es el color amarillo en el extremo de la barra que recibe
la tuerca.
Tabla 1.2.1
Identificación y Dimensiones de los Elementos del Sistema de Refuerzo de Rocas
Elemento
Dimensiones Masa Unitaria Forma de entrega Esquema de los Elementosmm
(*)Perno Diametro 22 2,85 kg/m Barra Recta
Planchuela 200 x 200 x 5
1,6 kg/unid Unidad
� Tuerca 45 x 45 0,215 kg/unid Unidad
(*) Otros diámetros y largos, distintos a 6 m, estarán sujetos a previa consulta a Gerdau AZA
SAFEROCK®
SAFEROCK®
Estándar
Capítulo 1: Información General
19
Además de lo anterior, Gerdau AZA, identifica el contenido
de todos los paquetes de los pernos SAFEROCK®,
mediante una etiqueta plástica, con todos los datos
concernientes a la fabricación de las par tidas del
producto.
Figura 1.5: Barra para Pernos SAFEROCK®.
Sello indica que los sistemas de gestión están certificados de acuerdo a Normas ISO 9001, ISO 14001 y OHSAS 18001
Descripción delproducto
Fecha y horade fabricación
Peso delpaquete
Número decolada
Sello indica que los productos están limpios y libres de contaminación
Gráfico 1.2.3
Curva Tensión-Deformación Barras para Pernos SAFEROCK®, grado A440-280, 22 mm
20
1.2.3 Relaciones Tensión-Deformación
El ensaye de tracción se realiza sobre muestras de pernos
SAFEROCK® en su sección completa, de la forma como
salen de la laminación, dando así cumplimiento a la norma
oficial chilena NCh200.
En el gráfico siguiente se muestran los resultados de
ensayes de tracción, en barras para pernos SAFEROCK®
para el grado A440-280, con una curva en barras de
22 mm de diámetro.
Esta curva presenta claramente una zona de fluencia,
en donde una vez alcanzado el límite elástico o tensión
de fluencia, la probeta empieza a deformarse
plásticamente bajo tensión constante.
Fuente: Laboratorio de Ensayos IDIEM
0,050 0,100 0,150 0,200 0,250 0,3000
100
200
300
400
500
600
700
800
s,
MPa
´
1.2.2 Grado del Acero de los Elementos del Sistema
Tabla 1.2.2
Propiedades Mecánicas de los Elementos del Sistema de Refuerzo de Rocas SAFEROCK®
Grado delResistencia a la Tracción Tensión de Fluencia
AlargamientoElemento
Acero(Fu) (Fy) %
MPa kgf/mm2 MPa kgf/mm2
PernoA440-280 440 44,9 280 28,6 16%
Planchuela A270ES 410 a 510 41,8 a 52,0 270 27,5 20%
Fundición
Tuerca Nodular Dúctil 457 46,6 320 32,6
ASTM A536SAFEROCK®
SAFEROCK®
-------
1.2.4 Certificado de Calidad
A requerimiento del ingeniero responsable del proyecto,
el propietario, la empresa minera o constructora, el
contratista instalador o del inspector técnico de la
obra, Gerdau AZA, está en condiciones de entregar,
sin costo adicional, un Certificado de Calidad para los
pernos SAFEROCK®, emitido por un organismo de
ensaye de mater ia les
autorizado por el Estado, que
permite certificar y autorizar
el uso de las par tidas de
a c e r o e n o b r a s d e
reforzamiento de rocas y
suelos de acuerdo a las
e s p e c i f i c a c i o n e s d e l
proyecto.
Se recomienda a quién
recibe las barras en la obra,
que exija a sus proveedores
las par tidas identificadas
c on sus r e spec t i v a s
etiquetas. De esta forma,
a n t e c u a l q u i e r d u d a
poster ior, se faci l i tará
chequear la cer tificación
entregada, con el material
respectivo.
Impor tante: En el caso de
b a r r a s d e o r i g e n o
procedencia desconocida, se
deberá tomar la precaución
d e v e r i f i c a r q u e l a
información del cer tificado
de calidad sea coincidente
con los datos contenidos enFigura 1.6: Facsímil del Certificado de Calidad IDIEM barras SAFEROCK®.
Capítulo 1: Información General
21
las etiquetas de los atados o paquetes de barras
recibidos.
A continuación, se adjunta un facsímil de cer tificado
de calidad, emitido por el IDIEM, el que describe
los controles necesarios a que son sometidas los
pernos SAFEROCK®, y los resultados obtenidos en
los ensayes
Capítulo 2
Generalidades
2.1 El Refuerzo de Roca y la Calidad Total
2.2 Seguridad en Excavaciones
2.3 Control del Daño como Consecuencia de la Caída de la Roca
2.4 Accidentabilidad
2.5 Relación Marco-Perno
2.6 Historia de su Aplicación en Minería
2.1 EL REFUERZO DE ROCA Y LA CALIDAD TOTAL
Las empresas creadoras de bienes y/o ser vicios,
enfrentan actualmente una fuer te competencia por
efecto de la globalización de los mercados y de la
utilización de las modernas tecnologías de la
comunicación, que han permitido el acceso a la
información y contacto con cualquier empresa
productora en el mercado.
La situación anterior ha llevado a las empresas
productoras de bienes a cambiar la forma de
relacionarse con el cliente, interactuando con ellos,
con la finalidad de buscar la manera de mejorar los
productos, no sólo para el proceso de venta, sino
también para ofrecer un servicio de postventa que le
permita mantener el liderazgo en el mercado, revisando
y mejorando constantemente los procesos involucrados.
Lo anterior exige a los productores realizar un
mejoramiento continuo en el proceso, siendo proactivos
para evitar situaciones de crisis que les puedan provocar
los productos o servicios de postventa en los mercados
en los que actúan, como asimismo anticiparse a
problemas derivados de la competencia, las materias
primas, pérdidas por desechos, pérdidas de tiempo
en la fabricación de productos, etc.
En este caso particular, la fabricación de pernos para
reforzamiento de rocas no puede abstraerse al concepto
de calidad total y mejoramiento continuo, considerando
el servicio que presta para mantener la seguridad en
faenas mineras subterráneas, túneles rodoviarios y
ferroviarios, estabilización de taludes, etc., es decir,
evitar accidentes en aquellos lugares de alto tránsito
que, de no mediar algún tipo de for tificación, serían
zonas de alto riesgo.
Estos pernos permiten mantener la integridad de la
Capítulo 2: Generalidades
25
excavación sometida a esfuerzos, de manera que actúe
como un todo, es decir, fijando cualquier tipo de roca
suelta o estrato, anclándola profundamente a la roca
madre o mejorando la fricción entre las discontinuidades.
El mejoramiento continuo para estos sistemas se obtiene
cuando todos los involucrados, es decir, clientes, empresa
productora y trabajadores, están orientados hacia el
mismo propósito de calidad; este propósito no es otro
que entender las necesidades del cliente, satisfacerlas
y de ser posible excederlas.
Por otro lado, el cliente debe utilizar estos sistemas
apropiadamente; lo mismo ocurre con su instalación, la
que debe ser controlada eficientemente para cumplir con
los procedimientos de manera correcta. Lo anterior
permitirá obtener el máximo de rendimiento del sistema.
En el mercado globalizado actual se debe competir en
igualdad de condiciones con empresas tanto nacionales
como internacionales, en términos del diseño del
producto, costo y calidad. Esto último involucra la
facilidad, tanto en el transporte como en la operación
misma; por lo tanto, el fabricante de pernos debe tener
presente las necesidades reales del cliente para
entregar productos de alta calidad y competitivos en
materia de costos.
Por otra par te, la relación de confianza que se va
generando entre productor y cliente en un mercado
globalizado es frágil, por las infinitas opciones de
compra y servicio integral que posee el cliente. De
esta manera, la empresa fabricante de pernos, el
distribuidor y el cliente, si no son capaces de detectar
(Control de Calidad), prevenir (Garantía de Calidad) y
mejorar continuamente (Calidad Total) las fallas en los
productos, por muy mínimas que éstas sean, puede
hacer naufragar la sociedad empresa- proveedor-cliente.
(Ver figuras 2.1, 2.2 y 2.3).
26
La gravedad que puede tener un perno que se fatigue
sin mediar una causa que lo explique, que podría ser
producto de una mezcla deficiente en las materias
primas de la producción del acero, o una mezcla de
cemento - agua no apropiada por par te del operador,
puede amenazar fuer temente la permanencia de la
empresa productora en el mercado, ya que un cliente
insatisfecho transmitirá la información de esta situación
a una mayor cantidad de pares, si la comparamos
con un cliente satisfecho.
Por otro lado, el cliente puede perder la opor tunidad
de utilizar, tal vez, un producto de alta calidad y
rendimiento por el solo hecho de no manejar la
información adecuada, los principios esenciales y
los fundamentos que rigen el compor tamiento de
estos sistemas.
La calidad total nos lleva a detectar los puntos
débiles y a corregirlos no sólo en normas y medidas,
sino también con cambios en la mentalidad de trabajo
y con un mayor cuidado en la forma en que se debe
enfrentar el trabajo ante la necesidad del cliente.
En el caso de las excavaciones, quienes las
construyen pasan a formar par te de un ser vicio de
construcción minera, cuya clientela estará constituida
por los diversos usuarios que existen en las obras
civi les (generación de electricidad, tráfico de
vehículos, galerías mineras etc.). Por lo anterior, en
este texto se presentan los elementos principales
Figura 2.2: Deformación de planchuelas debido a cargas.
Figura 2.1: Evolución de la calidad en el tiempo. Figura 2.3: Ruptura de la tuerca.
Mejora de la calidad
Tiempo1980 1990
Mejora continua
Prevenir defectos
Detectar defectosControl
de calidad
Garantíade calidad
Calidadtotal
2000
Capítulo 2: Generalidades
27
de ingeniería para el análisis de reforzamiento de
excavaciones.
Gunnar Nord (2005), en “Controllable Rock Reinforcement”
cita el ejemplo de un túnel de 80 m2 de sección el que
está siendo desarrollado en caliza fracturada con
estratos arcillosos, a través de un par de fallas
mayores, con 350 m de sobrecarga y un significativo
flujo de agua; la fase de per foración ha decrecido
desde 40%, del tiempo total de per foración hace 20
años, a sólo el 20% en la actualidad.
La figura 2.4 muestra el desarrollo de la per foración
y operaciones auxiliares en 25 años. Nótese que las
diferentes fases del ciclo han tenido el mismo
desarrollo.
El shotcreting muestra una positiva tendencia a
reducir el tiempo, mientras que el carguío de limpieza
presenta un notable menor avance.
Si se consideran pernos con lechada a columna
completa e instalados con un Jumbo o con un equipo
automático para apernado, el incremento en
productividad no guarda relación con la fase de
per foración. En el caso tratado se registra un 10%
solamente. Lo anterior verifica que esta fase es un
cuello de botella para el ciclo de excavación, donde
queda aún mucho por hacer.
Figura 2.4: Cambios en los tiempos de cada componente del ciclo de excavación en los últimos 25 años. Gunnar Nord 2005.
28
2.2 SEGURIDAD EN EXCAVACIONES
2.2.1 Reduciendo la Exposición por Caída de Roca
La caída de roca es uno de los mayores riesgos para
los trabajadores de la industria minera subterránea. El
desarrollo y la implementación de un efectivo Programa
de Gestión para reducir los accidentes por caída de
roca, o un sistema de gestión que incorpore un equipo
de trabajo conformado por la gerencia, staf f de
ingenieros, operarios, y asesores, puede ayudar a reducir
los riesgos asociados a la caída de roca, y en cier tos
casos eliminarlos.
La base de datos que se ha generado a par tir de los
resultados de las investigaciones realizadas, tanto por
los organismos fiscalizadores estatales, como por las
investigaciones internas que llevan acabo los
profesionales responsables de la gestión de Prevención
de Riesgo y Seguridad al interior de las empresas,
permiten indicar que existe una serie de elementos
agentes comunes, que contribuyen o son factores
relevantes en las causas que generan los eventos de
caída de roca.
¿Por qué ocurre la caída de roca?
La caída de roca o planchones se produce cuando por
razones diversas, el macizo rocoso colapsa o falla, lo
que genera una inestabilidad y por acción de la gravedad
esta masa se desliza en forma repentina, por ello el
objetivo principal del diseño de los sistemas de refuerzo
para las excavaciones subterráneas, es ayudar al macizo
rocoso a sopor tarse, es decir, básicamente están
orientados a controlar la "caída de rocas" que es el
tipo de inestabilidad que se manifiesta de varias
maneras, siendo las más impor tantes las fracturas
debidas a situaciones del tipo:
• Gravitatorio (desprendimiento y/o desplazamiento)
• Violentas o Explosivas (Rock Burst)
La mayor o menor gravedad de las consecuencias de
este planchoneo depende únicamente de la previsión
o medidas de control adoptadas.
Controlar los riesgos de accidentes a personas, equipos
y pérdidas de materiales producto de la inestabilidad
que presenta una labor durante su apertura, constituye
una preocupación primordial que debe ser considerada
en la planificación de las labores mineras.
2.2.2 Factores que Inciden en la Caída de Roca
A continuación se indican algunos factores relacionados
con aquellos aspectos operativos y otros agentes
mecánicos que han sido identificados como elementos
recurrentes en los resultados de las investigaciones
realizadas, no todos son causantes del fenómeno de
caída de roca, pero han contribuido en cierto grado como
parte del o los mecanismos que originó la caída de roca.
Factores geológicos: Se relacionan directamente a las
características del macizo rocoso; tipo de roca,
alteraciones, fallas, discontinuidades o diaclasas, lo
que origina el debilitamiento y luego el desprendimiento
de rocas.
Factores ambientales: Los cambios bruscos de
temperatura, la humedad y la presencia de agua
subterránea, son factores que contribuyen a debilitar
la roca.
Campo de esfuerzo: Cuando las excavaciones llegan a
grandes profundidades se originan grandes esfuerzos en
la masa rocosa, lo que origina fracturas y luego la caída
de rocas.
Método de explotación: Un método de explotación
inapropiado al tipo y calidad de roca, influye en la
Capítulo 2: Generalidades
29
inestabilidad de la excavación y del entorno del macizo
rocoso.
Efectos por tronadura: El uso excesivo de explosivos
en una tronadura debilita las paredes y el techo de la
excavación, lo que provoca la generación de
microfracturas y apertura de diaclasa, las que pueden
provocar caída de roca.
Per foración deficiente: No conservar el paralelismo
de las per foraciones contribuye a formar zonas de
sobreexcavación y cuñas que pueden desprenderse.
Corrosión del elemento estructural
• Uso de acero negro, sin encapsulado en ambientes
agresivos.
• Fracturas del grout en ter renos sujetos a
permanentes cambios de tensiones y por no
considerar un pre-tensado del elemento.
• Pérdida de grout por un encapsulado incompleto del
elemento, lo que permite que la infiltración de agua
erosione el grout .
• Cambio del pH, volumen y propiedades químicas,
de las aguas de infiltración subterránea.
Incorrecta instalación del sistema de estabilización
• Pernos instalados con equipo mecanizado tipo Jumbo
en excavaciones pequeñas con ángulos menores a
la normal de la super ficie (subhorizontal).
• Longitud de encapsulado menor que la especificada.
• Dosificación incorrecta del grout o lechada de cemento.
• Longitud de anclaje insuficiente en roca sana.
• Diámetro de perforación inadecuado para el tipo de
sostenimiento a emplear (anclaje por fricción, perno
resina).
Diseño incorrecto y/o aplicación inapropiada del sistema
de estabilización
• Escasa capacitación del personal (incluidos ingenieros
y operador) en la identificación de cuñas y otras
estructuras geológicas riesgosas.
• Personal no competente para el análisis, evaluación
e inspección visual de condiciones de riesgo del macizo
rocoso.
• Colapso y caída de roca dañada por la efecto del
proceso tronadura y un mal proceso de saneamiento
al iniciar el proceso de apernado.
• Aplicación del perno de anclaje por fricción para el
control de grandes bloques.
• Uso solo de perno de anclaje como refuerzo para la
estabilización, en zonas donde se requiere una
combinación de refuerzo + sopor te, mediante la
aplicación de shotcrete y malla u otro elemento a ser
colocado en la superficie para prevenir el colapso de
la roca.
• Instalación insuficiente del número de anclajes para
obtener un factor de seguridad adecuado a las
condiciones del área a estabilizar.
• Instalación y orientación inadecuada con respecto a
la superficie a estabilizar.
Cambio del mecanismo de carga en el anclaje: Alteración
del mecanismo de carga sobre el anclaje, debido al
movimiento de una estructura geológica o a cambios en
el campo de esfuerzo. Esto genera una alta probabilidad
de falla del sistema de refuerzo, porque este fenómeno
no es evaluado objetivamente y oportunamente por parte
de la operación minera.
Exper ticia del recurso humano de operación: Bajo
conocimiento especifico sobre los objetivo de las labores
de control y calidad, en las operaciones orientadas a
mantener la estabilidad de las excavaciones subterráneas,
a nivel de todo el recurso humano involucrado en las
actividades de estabilización, sean supervisores y
operadores.
30
Alineamiento de los objetivos de la for tificación:
Existencia de un desalineamiento entre los objetivos
que persigue el diseñador de los sistemas y los
instaladores u operadores, lo que lleva a tener malos
resultados en la gestión global de la estabilidad de
las excavaciones.
Interacción de factores críticos: La coexistencia de alguno
o varios de los factores enumerados anteriormente, que
pueden contribuir en diferente grado de importancia a
generar condiciones de inestabilidad sobre el macizo
rocoso en el tiempo, por ejemplo; la falta de monitoreo
y retroalimentación de la existencia de eventos de riesgo
por parte de la operación ya sea de eventos individuales
o colectivos a consecuencia de factores tales como:
presencia de agua, lajamiento y eventos sísmicos por
incremento del campo de esfuerzo, y daños en los sistemas
a consecuencia de las operaciones productivas, todos
estos factores críticos sumados, evidentemente generan
condiciones de riesgo y de colapsos de las excavaciones
subterráneas y de superficie.
2.3 CONTROL DEL DAÑO COMO CONSECUENCIA
DE LA CAIDA DE ROCA
Mecanización de la operación de fortificación
Los eventos de colapso de la roca si bien es cier to
normalmente se producen en frentes en desarrollo y en
cámaras de explotación, también pueden presentarse en
áreas previamente estabilizadas. Es por ello que la mayoría
de las operaciones mineras están tendiendo a convertir
la operación manual de estabilización en una operación
totalmente mecanizada, de manera de conseguir una
mayor productividad y, lo más importante, evitar exponer
al trabajador a una área que aún no está estabilizada.
En operaciones mineras donde se ha llevado a mecanizar
las operaciones de estabilización, se ha reducido el
número de eventos en los frentes de operación donde
normalmente se producía el mayor número de colapsos,
ahora se producen en otras áreas de las operaciones
mineras y a consecuencia de otros fenómenos,
básicamente relacionados con eventos de origen cinético
y deslizamientos de grandes cuñas.
2.4 ACCIDENTABILIDAD
La falla del techo es la inestabilidad más común que
aparece en la mayoría de las excavaciones de obras
civiles y minas subterráneas, ya sean éstas de pequeña
o gran escala y para distintas especies explotadas. Del
mismo modo, podemos afirmar, y así lo muestran las
estadísticas, que una gran par te de los accidentes
fatales son asociados a falla del techo.
La estadística de seguridad minera del año 2004
proporcionada por el Servicio Nacional de Geología y
Minería, SERNAGEOMIN, muestra que la accidentabilidad
no ha variado mayormente en comparación con los
años anteriores, esto es, la accidentalidad se mantiene
en valores controlados; sin embargo, igual pueden
ocurrir hechos no esperados. Así lo demuestra el gráfico
2.1, donde la tendencia en general muestra un descenso
en los índices.
En 1975 la frecuencia de los accidentes incapacitantes
fue de 37, mientras que en el año 2004 fue de 7,5. Es
muy significativo que durante siete años consecutivos
se registren valores de un solo dígito. Una especie de
Montaña Rusa se visualiza en el gráfico. Se muestran
allí distintos períodos anuales en los que, cada cierto
tiempo de descenso aparece una brusca subida. Esto
nos hace reflexionar que aún se manifiestan accidentes
significativos, los que deben ser controlados para llegar
a la tasa ideal de "cero".
Capítulo 2: Generalidades
31
Del gráfico 2.2, se desprende que las empresas
contratistas han mantenido una tasa con poca variación
en los últimos 7 años; sin embargo, en el año 2004 las
empresas mandantes subieron a una tasa cercana a dos
dígitos. De todas formas, una consideración importante
es el hecho que, mientras más pequeñas son las
empresas, ya sean éstas mandantes o contratistas, la
tasa sube. Lo anterior lleva a meditar sobre la necesidad
de capacitar y controlar aquellas empresas más pequeñas
que se han incorporado a la industria, especialmente en
los años 2005 y 2006, cuando se alcanzaron valores
históricos en el precio de los metales (sobre los 3,4
dólares la libra de Cu). Así se han puesto en marcha
yacimientos de escalas menores y las empresas
mandantes, por lo general, son contratistas y
subcontratistas con menos de 12 personas.
Por otro lado, en general, estas empresas han aumentado
el registro de accidentabilidad en un 35% en dos años,
con una alta tasa de frecuencia. La tendencia es
claramente conocida en el sentido que en el último tiempo
las empresas contratistas han crecido exponencialmente
y que desde el año 2000 prácticamente las horas hombres
de contratistas han superado a las horas hombres de
las empresas mandantes.
En cuanto a la tasa de fatalidad, ésta se ha mantenido
en valores bajo 0,2 muertes por millón de horas hombres
trabajadas en los últimos 4 años. Dicha tasa es atingente
principalmente a la pequeña minería y a la minería
artesanal.
En general, los accidentes por desprendimiento de
rocas, si bien han disminuido, comparado con décadas
pasadas, sigue constituyendo una de las cuatro o cinco
categorías de las principales causales de los accidentes
ocurridos en la minería. Cabe destacar que esta
disminución, por supuesto, se ha debido a la capacitación
de los operarios y, en forma muy impor tante, a la
implementación de elementos de soporte y reforzamiento
de las masas rocosas. De allí la importancia de los
s istemas de refor zamiento en s i tuaciones
estructuralmente controlados y presencia de altos niveles
de esfuerzos.
Gráfico 2.1
Tasa de Frecuencia de accidentes incapacitantes (Años 1975 - 2004)
20
30
40
Tasa
Fre
cuen
cia
Años
10
75 76 77 78 79 80 81 82 83 84 85 86 87 88 89 90 91 92 93 94 95 96 97 98 99 00 01 02 03 04
Fuente: SERNAGEOMIN
32
2.5 RELACIÓN MARCO - PERNO
Con certeza se puede decir que se han hecho grandes
esfuerzos para desarrollar mejores sistemas de soporte y
lograr mejor estabilidad. Uno de estos aportes lo constituye
el trabajo que se presenta y que tiene relación con un
mejoramiento general del sistema de refuerzo usando, tuerca
y perno SAFEROCK®, sistema diseñado y fabricado por
Gerdau AZA, y su planchuela. Por largo tiempo los sistemas
de soporte fueron pasivos de piso a techo, tal como son los
marcos en madera y acero. (Ver figuras 2.5 y 2.6).
Estos sistemas requieren un gran volumen y peso de
material que es necesario muchas veces transpor tar
a grandes distancias, subiendo los costos involucrados
y, además, necesitan una constante manutención;
dependiendo de la condición geomecánica del terreno,
5 ó 6 pernos SAFEROCK® pueden reemplazar
eficientemente un marco de acero o madera que,
según se desprende desde la práctica e informaciones
obtenidas de terreno, estos últimos no son muy
efectivos en el control de la estabilidad (Ver figuras
2.7a y 2.7b).
Gráfico 2.2
Tasa de Frecuencia de accidentes incapacitantes. Empresas mandantes v/s Contratistas (Años 1998 - 2004)
Figura 2.5: Marco de Madera (Thomas Imgrund 2002) Figura 2.6: Marco de Acero
8
10
12
Tasa
Fre
cuen
cia
Años
6
1998 1999 2000 2001 2002 2003 2004
4
2
MandantesContratistasTotal
11,5
7,8
9,5
9,3
6,6
8,0
8,0
6,5
7,3
8,6
8,6
8,6
7,9
9,1
8,6
8,0
7,5 7,
7
9,5
6,2
7,5
Fuente: SERNAGEOMIN
Capítulo 2: Generalidades
33
2.6 HISTORIA DE SU APLICACIÓN EN MINERÍA
Históricamente, antes de 1900, los típicos sistemas
de soporte de techo en minas fueron postes de madera
y vigas. Entonces, tempranamente hacia 1905, pernos
al techo fueron reportados en minas de carbón en los
Estados Unidos.
Más tarde, en 1920, sistemas de reforzamiento más
completos fueron aplicados, dando origen al principio
de "sopor te por suspensión de techo" y al principio
de sustento de "viga", ambos dieron la base a los
principales fundamentos modernos de reforzamiento
de rocas.
Esas fueron las primeras informaciones sobre el uso
de reforzamiento interno en la masa rocosa y fue
aplicado en una geología estratiforme; de esta manera
el sopor te pasó a ser activo. En aquel entonces, la
idea tal vez vino del simple hecho de que un perno
pudo atar la roca, tal como un perno y tuerca unen
dos piezas aisladas. Este hecho fue considerado como
una tecnología revolucionaria en el control de terrenos
o super ficies expuestas en una excavación.
En 1943, Weigel, en el Engineering and Mining Journal,
propuso los conceptos básicos de apernado como un
método sistemático de soporte de techos débiles. De
esta manera nacen las primeras aproximaciones
teóricas de refuerzo interno de masas rocosas. Algunas
de estas ideas, tal como se dijo anteriormente acerca
del apernado del techo, son aún los fundamentos de
modernas teorías y manuales de apernado de rocas.
Las varillas de madera se idearon para no dañar la
maquinaria de cor te de carbón y las cintas
traspor tadoras; también se usaron en tiempos de
escasez de acero durante la guerra. Estas varillas sin
tensar sólo sirvieron para refuerzo muy ligero.
Se colocaban varil las secas a los techos en
per foraciones ajustadas, de tal manera que ésta se
expandía debido a la humedad de la roca. Este aumento
de volumen producía fuerzas radiales traducidas
finalmente a fricción, impidiendo que la roca resbalara
sobre la madera. En Australia se utilizaron para reducir
la dilución y disminuir el daño a las cintas
transportadoras.
En Chile fueron usadas como refuerzo temporal en los
niveles de hundimiento, donde las galerías tienen corta
vida útil, esto es, hasta iniciado el hundimiento mediante
Figura 2.7b: Equivalencia Pernos y MarcoFigura 2.7a: Pernos SAFEROCK®
34
voladura de la base del bloque, desde donde se realizan
las per foraciones radiales. Se emplean muy poco en la
actualidad.
En 1945, el anclaje de expansión apareció en Inglaterra,
Holanda y USA, y en 1949 se hace popular el reemplazo
de marcos en forma muy rápida.
Con la intención de reducir el número de accidentes
causados por falla del techo, el USBM (U.S. Bureau of
Mines) fue par tidario del uso de la tecnología de
apernado del techo en 1947. Debido a su efectividad,
en más de 200 minas en USA se empleó este nuevo
método de sopor te de techo en menos de dos años.
En 1952 el consumo anual había alcanzado 25 millones
de pernos.
En Canadá el uso de pernos se inició en 1950. Entre
1952 y 1962 se comienzan a usar barras con resaltes
colocadas en barrenos con lechada de cemento. En 1960
aparecen las resinas como elemento de unión entre el
perno y la roca.
En 1968, 55 millones de pernos fueron usados anualmente
en USA por 912 minas de carbón y el 60% de la producción
de carbón fue realizada en condiciones de soporte utilizando
techos apernados. En 1970, esta tecnología alcanzó un
alto nivel de desarrollo.
Estos antecedentes fueron siendo conocidos por la mayor
parte de las compañías mineras, lo que permitió que los
techos y paredes de las vías principales en las minas
fueran reforzadas con estos sistemas para proteger
personas y equipos ante fallas de estas super ficies
expuestas. Posteriormente, el apernado de techo fue
aceptado y ampliamente usado en la industria minera del
carbón, lo que se manifestó en una reducción considerable
en los accidentes y al mismo tiempo en un gran incremento
de la productividad.
En 1979, J.J. Scout, introdujo el sistema Splitset, y en
1980 Atlas Copco hizo lo propio con el sistema Swellex.
Estos dos productos utilizan el anclaje mediante la fricción
del elemento con el macizo rocoso alrededor de las
excavaciones.
Durante la década de los 80 el Conebolt para estallido
de rocas, fue introducido en las minas sudafricanas y su
aplicación en otros continentes está aún en desarrollo.
En 1984, el USBM estimó que se habían utilizado cerca
de 120 millones de pernos y que más del 90% de la
producción de carbón había sido realizada bajo techos
apernados (Bieniawski, 1987).
Atlas Copco, en 1997, introdujo el perno cedente EXL
Swellex. En el 2003 Atlas Copco junto a MAI presentan
el Swellex Pm Line y el sistema de instalación mecanizada
SDA.
Sin embargo, se dice que un gran número de estos
sistemas de refuerzo puede no estar logrando las
expectativas de diseño esperada, debido principalmente
a los conceptos erróneos que se manejan, producto de
la desinformación y, por otro lado, a los problemas
asociados con las operaciones de instalación, agudizado
todo esto por el poco control.
El apernado de techo (Ver figura 2.8) ganó rápidamente
mucha popularidad debido, no solo al patrocinio del
USBM, sino también, principalmente, a su control efectivo
del terreno y a la reducción de costos. Veamos algunas
ventajas del apernado sobre otros sistemas tradicionales.
• Reducción de los requerimientos de almacenaje y
transporte.
• Reducción de las aberturas que es necesario lograr
para un claro dado.
• Prevención de deformaciones del techo mediante una
instalación rápida después de la excavación.
Capítulo 2: Generalidades
35
• Mejoramiento de la ventilación y pérdida de la
resistencia en la vía del aire por eliminación de
obstrucciones, tales como marcos, postes y vigas.
• Entregar mas libertad para vehículos sin riesgo de
dañar el soporte.
• Entregar soporte natural para colgar cañerías, tubos
y cables eléctricos.
Hoy, el apernado de rocas no solo es ampliamente usado
en minas subterráneas de carbón, sino también, se
encuentran aplicaciones en minería de superficie, minería
en roca dura, túneles, ingeniería civil, y en la mayor parte
donde se requiere estabilidad del terreno.
En Chile su uso es bastante difundido, donde se han
realizado esfuerzos por mejorar estos sistemas y a la
vez, proporcionar apoyo técnico en terreno y además
mediante difusión escrita.
En minería los laboreos permanentes tales como
chimeneas, subestaciones de carguío, transporte, rampas,
subestación de chancado, subestaciones de manutención
de equipos, subestaciones eléctricas, requieren de un
sistema de estabilización segura durante la vida útil de
la mina. Lo mismo ocurre en excavaciones de obras
civiles que utiliza una alta densidad de sistema de
estabilización. La diferencia entre ambos es que las
aberturas mineras tienden a tener grandes deformaciones
como resultado de los esfuerzos inducidos debido al
progreso del minado.
Por lo general, estos diseños tienden a ser bastante
conservadores con la finalidad de disminuir al mínimo la
manutención y rehabilitación, la que puede ser muy
dificultosa y de altos costos. Los sistemas de monitoreo
en estos casos pasan a ser una herramienta muy útil,
con la finalidad de controlar el comportamiento de los
sistemas que permitan realizar los cambios en el momento
oportuno.
Durante los primeros años de la explotación de una
mina, las cámaras suelen ser pequeñas y aisladas, por
lo que es posible mantener la seguridad y minimizar la
dilución con un modesto sistema de estabilización. Es
muy importante por otro lado, el análisis de cambios
en el campo de esfuerzos, siendo ideal instalar los
sistemas de estabilización previo a que aparezcan las
inestabilidades de la roca durante la etapa más avanzada
del minado.
Un ejemplo claro de esto es la pre-instalación de sistemas
de estabilización en puntos de extracción, donde estos
son desarrollados o preparados, antes que la cámara
localizada sobre ellos, sea explotada. (Ver figura 2.9).
Los puntos de extracción están por lo general en masas
de roca estable, donde no se requiere sistema de
estabilización.
Sin embargo, cuando las cámaras o bloques son
explotados y los puntos de extracción están en la
operación, el cambio de esfuerzos, debido a la creación
de una nueva excavación y las fuerzas dinámicas producto
del movimiento de mena fragmentada, puede resultar en
un alto nivel de sobre-tensionado de la roca alrededor
de estos puntos de extracción.
Figura 2.8: Galería sólo con pernos
36
Cuando estos cambios son advertidos con anticipación
y la roca ha sido reforzada suficientemente, la estabilidad
de los puntos de extracción puede mantenerse durante
la vida útil de la cámara o bloque.
Cuando la mina subterránea alcanza un nivel alto de
explotación y la cantidad de material removido ha sido
desplazado hacia los puntos de extracción y además se
han recuperado pilares en las áreas mas avanzadas, los
problemas en los sistemas de estabilización alcanzan
niveles muy severos y complejos. Entonces aquí el ingeniero
debe recurrir a su experiencia ganada en las primeras
etapas de explotación para lograr que se continúe dando
seguridad en los accesos y manteniendo los niveles de
dilución en valores económicamente aceptables.
Dependiendo de la naturaleza y escala de los problemas,
éstos pueden mantenerse en el mismo nivel que en las
etapas iniciales de explotación o, en otros casos, se
aplican diseños innovativos. En esta etapa se puede
justificar técnica y económicamente el uso de sistemas
más sofisticados. Del mismo modo, en esta etapa de
minado, el departamento de ingeniería debe contar con
una base de datos geotécnicos. Éstos pueden incluir los
resultados de las observaciones y medidas de las
deformaciones que han ocurrido en la excavación, la
magnitud de la falla del macizo rocoso y el rendimiento
de los sistemas de estabilización.
Las diversas maneras de mejoramiento de la masa
rocosa, tales como inyecciones químicas o de cemento,
congelamiento del terreno, y otras, tienen por finalidad
incrementar la resistencia o disminuir las características
de deformación de una masa de roca.
En el caso particular de refuerzo de rocas el objetivo es
mejorar la resistencia a la tensión y al corte de las masas
rocosas adyacentes a la superficie de las excavaciones.
Figura 2.9: Punto de extracción
Capítulo 3
La Ingeniería de Excavaciones
3.1 Ingeniería de Rocas
3.2 Propuesta para la Ingeniería de Excavaciones
3.3 Método de Análisis de Riesgo
3.1 INGENIERIA DE ROCAS
La Mecánica de Rocas o Geomecánica es un término a
menudo usado para incluir todas las etapas que llevan
a definir y controlar el comportamiento de la roca alrededor
de una excavación. Desde las definiciones geológicas y
mecánicas, a través de la caracterización de macizos
rocosos, al diseño de reforzamiento y cálculo de factores
de seguridad, la mecánica de rocas entrega las bases
para la valoración de la estabilidad de una excavación
(cuantificación de las necesidades de reforzamiento).
En el contexto de definiciones, es mejor hablar de ingeniería
de rocas como los componentes de ingeniería geológica,
Capítulo 3: La Ingeniería de Excavaciones
39
civil, mecánica y minera, que se combinan entre sí para
crear el proceso del diagrama 3.1.
Este proceso global puede ser muy detallado o igualmente
básico, dependiendo de la magnitud de la operación
minera y de los recursos disponibles. En lo fundamental
debe incluir: definición estructural del macizo rocoso
incluyendo aspectos tales como, discontinuidades, fallas,
zonas de cizalla, evaluación de los parámetros
fisicomecánicos de la roca intacta y estructuras;
identificación y cuantificación de los modos de fallas
basado en análisis estructural y de esfuerzos; el modo
de influencia de la excavación y el diseño del reforzamiento
de rocas.
Diagrama 3.1: Procedimiento analítico del diseño de reforzamiento.
Caracterización de las Masas rocosas
Estabilidad controlada por:
Esfuerzos Meteorización Flujos de Agua
Tipos de inestabilidad
Formación de bloque y/o cuñas
Análisis de resistencia al corte
de las discontinuidades
Prevenir fallas por gravedad o
deslizamiento de bloques o cuñas
Ambiente de altos esfuerzos in-situ e
inducidos que superan la resistencia
de la roca
Análisis de esfuerzos en zonas fracturadas Comparar esfuerzos
medidos con el criterio de fractura
Prevenir fallas por gravedad y reforzar zonas de potencial
falla
Meteorización provoca expansiones y
contracciones de la roca
Realizar ensayos de durabilidad y
expansión a testigos de roca
Secuencia de excavación para
retardar al mínimo el tiempo entre
excavación y protección
Excesiva presión y flujos de agua en
poros y discontinuidades
Instalar piezómetros para determinar
presión de agua y su distribución
Drenar y/o inyectar mezclas para controlar presiones y flujos de
aguas
Estudios y acciones recomendadas
Objetivo del diseño
Influencias de eventos dinámicos
Diseño de reforzamiento
Geología Estructural
40
Se puede decir que los dos factores más importantes que
afectan la estabilidad de cualquier excavación, son los
esfuerzos y las estructuras de la roca. La combinación de
varios regímenes de esfuerzos y fragmentación podrá
dictar el comportamiento de la excavación, como se verá
en el procedimiento de diseño. La intensidad de los
esfuerzos puede variar de muy baja, a muy alta y la
intensidad de fragmentación desde la roca masiva a
estructuras como cubos de azúcar o intensamente
diaclasado. La roca masiva presenta alta resistencia, pero
también acumula carga y puede fallar violentamente. La
roca muy fracturada tiende a deformarse bajo esfuerzos
y de forma muy compleja.
Obviamente, la forma y tamaño de la excavación también
afectan la respuesta de la excavación.
Lo anteriormente expuesto será analizado con más detalle
en el procedimiento de diseño.
3.1.1 Excavación Optimizada
La Mecánica de Rocas es una ciencia relativamente nueva,
es inseparable al comportamiento mecánico del material
de roca y se usa en la actualidad para optimizar el
rendimiento de las excavaciones mineras en roca.
La utilización de la mecánica de rocas ayuda a entender
de mejor manera el comportamiento de macizos rocosos,
siendo esperable una más efectiva y segura operación.
Los análisis de esfuerzos son realizados en el sitio y los
resultados son más fáciles de evaluar gracias a poderosas
herramientas computacionales. Es muy importante repetir
el proceso de diseño en etapas posteriores de minado.
Por ejemplo, cuando una roca masiva dura falla, produce
pequeños fragmentos y, a menudo, es señal de que la
roca está sobreestresada y se está rompiendo de una
manera frágil incontrolable. Esto podría ser precursor de
un evento sísmico y falla dinámica que la mayoría de los
refuerzos de rocas son incapaces de controlar.
De la información que se maneja, debido a la gran variedad
de elementos de soporte existente en el mercado, parece
ser improbable que los materiales del sistema de refuerzo
fallen debido a la calidad, sino más bien, la falla se
produce por mala aplicación o instalación.
Hoek (1996) presenta un resumen de distintos tipos de
problemas de inestabilidad, los parámetros críticos que
los gobiernan, métodos de análisis y criterio de
aceptabilidad tanto para túneles de obras civiles como
excavaciones mineras, taludes y fundaciones. Las tablas
3.1a y 3.1b presenta los dos primeros, que son de interés
para este texto.
Capítulo 3: La Ingeniería de Excavaciones
41
Tabla 3.1a
Problemas típicos y parámetros críticos en excavaciones de Ingeniería Civil (Hoek 1996, modificado)
Estructura Problemas Típicos Parámetros Críticos
Túneles en rocas blandas Resistencia del macizo y de las
características estructurales individuales.
Potencial expansión, particularmente
rocas sedimentarias.
Secuencia y métodos de excavación
Capacidad y secuencia de instalación de
sistemas de soporte.
Falla de roca cuando la resistencia es
excedida por los esfuerzos inducidos.
Túneles superficiales en
rocas fracturadas
Orientación, inclinación y resistencia al
corte de las discontinuidades en el
macizo rocoso.
Forma y orientación de la excavación.
Calidad de perforación y voladura durante
la excavación.
Capacidad y secuencia de instalación del
sistema de soporte.
La gravedad provoca falla en caída libre
o deslizamiento de cuñas o bloques
definidos por la intersección de
discontinuidades. Derrumbe de material
soportado inadecuadamente.
Grandes cavernas en roca
fracturada
Forma y orientación de la caverna en
relación a la orientación, inclinación y
resistencia al corte de las estructuras
en el macizo rocoso.
Esfuerzos in-situ en el macizo rocoso.
Excavación y secuencia de soporte y
calidad de la perforación y voladura.
La gravedad provoca falla o deslizamiento
de cuñas o fallas de corte o tensión en
el macizo rocoso, dependiendo del
espaciamiento y característica estructural
y magnitud de los esfuerzos in-situ.
42
Cámaras en corte y relleno Orientación, inclinación y resistencia al
corte de estructuras en la masa rocosa.
Esfuerzos in-situ en la masa rocosa.
Forma y orientación de la cámara.
Calidad, ubicación y drenaje del relleno.
Fallas de cuñas y bloques estructurales
desde el techo y pared pendiente.
Fallas por esfuerzos inducidos y estallido
de rocas en ambientes de altos esfuerzos.
Accesos de cámaras Calidad y resistencia de la roca.
Esfuerzo in-situ e inducidos en la roca
alrededor de la excavación.
Calidad de perforación y voladura en la
excavación.
Dilución del mineral debido a fallas del
techo y paredes. Estallido de rocas o falla
progresiva inducida por altos esfuerzos
de los pilares entre cámaras.
Puntos de extracción y piques
de traspaso
Calidad y resistencia de la roca.
Esfuerzos in-situ e inducidos por la
construcción de la excavación y cambios
de esfuerzos debido a la explotación.
Selección y secuencia de instalación del
soporte.
Fallas locales del macizo rocoso debido
a la abrasión y desgaste de los sistemas
débiles de soporte en piques y puntos
de extracción. En casos extremos esto
puede llevar a perder las cámaras o
piques.
Tabla 3.1a (conclusión)
Problemas típicos y parámetros críticos en excavaciones de Ingeniería Civil (Hoek 1996, modificado)
Estructura Problemas Típicos Parámetros Críticos
Capítulo 3: La Ingeniería de Excavaciones
43
Túneles en rocas blandas La capacidad de soporte instalado,
debería ser suficiente para estabilizar el
macizo rocoso y limitar la deformación
en un nivel aceptable. Máquinas de
tunelería y estructuras internas deben
ser diseñados para una deformación del
túnel debido a expansión o deformación
dependiente del tiempo. Monitoreo de
deformación es un aspecto importante
de control de la construcción.
Análisis de esfuerzos usando métodos
numéricos para determinar la extensión
de la zona de falla y posibles
desplazamientos en la masa rocosa.
Análisis de interacción usando métodos
numéricos para determinar la capacidad
y secuencia de instalación del soporte
y estimar desplazamiento en el macizo
rocoso.
Túneles superficiales en rocas
fracturada
Factor de seguridad incluyendo los efectos
del reforzamiento, debe exceder 1.5 para
deslizamientos y 2.0 para caída de cuñas
y bloques.
Secuencia de instalación de soporte es
crítico.
Cuñas y bloques deben ser identificados
y soportados antes que ellos sean
expuestos totalmente por la excavación.
Técnicas de proyección estereográfica o
métodos analíticos son usadas para la
determinación y visualización de todas
las cuñas potenciales en el macizo rocoso
alrededor del túnel.
Análisis de equilibrio límite de cuñas
críticas son usadas para estudios
paramétricos sobre el modo de falla,
factor de seguridad y requerimientos de
soporte.
Grandes cavernas en roca
fracturada
Un diseño aceptable es logrado cuando
el modelo numérico indica que la
extensión de la falla ha sido controlada
por el soporte instalado, que el soporte
no es sobre-estresado y que los
desplazamientos en la masa rocosa se
han estabilizado.
El monitoreo de desplazamientos es
esencial para confirmar la predicción del
diseño.
Técnicas de proyección esférica o
métodos analíticos son usados para la
determinación y visualización de todas
las cuñas potenciales en el macizo
rocoso.
Esfuerzos y desplazamientos inducidos
por cada etapa de la excavación de la
caverna son determinados por análisis
numérico y son usados para estimar los
requerimientos de soporte para las
paredes y techo de la caverna.
Tabla 3.1b
Métodos de análisis y criterios de aceptabilidad para excavaciones de Ingeniería Civil. (Hoek 1996, modificado)
Estructura Métodos de Análisis Criterios de Aceptación
44
Cámaras en corte y relleno La inestabilidad local debe ser controlada
por la instalación de pernos o cables
cementados para proporcionar seguridad
y minimizar dilución.
La inestabilidad es controlada por la
geometría y secuencia de excavación de
las cámaras, la calidad y secuencia de
relleno.
Condiciones aceptables de minado son
alcanzadas cuando la mena es
recuperada en forma segura.
Análisis numérico de esfuerzos y
desplazamientos para cada etapa de la
excavación dará una indicación de los
problemas potenciales.
Modelos numéricos mas sofisticados
permitirá incluir el soporte suministrado
por el relleno o el reforzamiento de roca
por medio de cables o pernos
cementados.
Accesos de cámaras Un diseño de este tipo puede ser
considerado aceptable cuando la seguridad
y los bajos costos de recuperación de una
gran parte o porcentaje del yacimiento ha
sido alcanzado.
Fallas en piques y galerías de transporte
con factor de seguridad inaceptable
requieren de patrones de soporte. En
condiciones de alto esfuerzos,
destrezamiento locales pueden ser usados
para reducir los estallidos de rocas.
Algunas reglas empíricas, basadas en
la clasificación de masas rocosas, son
disponibles para estimar las
dimensiones de la cámara.
Análisis numérico del trazado de la
cámara y secuencia de minado, usando
análisis tridimensional para yacimientos
de formas complejas, entregará
indicaciones de problemas potenciales
y estimación de los requerimientos de
soporte.
Puntos de extracción y piques
de traspaso
La forma de las aberturas deben ser
mantenidas durante su vida útil. Pérdidas
de control pueden resultar en una dilución
seria del mineral y abandono de la
excavación. Sistemas resistentes tal
como pernos o cables cementados,
pueden ser instalados durante la
excavación de la cámara. En estos casos,
un sistema de control de inestabilidad
puede ser muy útil.
Equilibrio límites ó análisis numérico no
son particularmente útiles si los
procesos de desgaste y abrasión no son
incluidos en estos modelos.
Diseños empíricos basados en
experiencias anteriores o métodos de
prueba y error pueden ser usados.
3.2 PROPUESTA PARA LA INGENIERIA DE
EXCAVACIONES
3.2.1 Conceptualización
En la minería, donde las circunstancias laborales lo
impiden, las excavaciones son desarrolladas con
herramientas diferentes para cada etapa del proceso.
Un interesante trabajo se ha realizado en el Australian
Mineral Industries Research Association (AMIRA) y que
se recomienda desarrollar basado en parámetros propios.
En los siguientes párrafos, se presenta un resumen de
esta filosofía, que está basada en el paper "Excavation
Engineering - The Integration of Excavation Design" (C.R.
Windsor, A.G. Thompson and G.P Chitombo).
La ingeniería de excavación envuelve tres procesos de
diseño: diseño de excavación, diseño de voladura y diseño
de reforzamiento. La ingeniería de excavación pretende
la integración y simulación de estos tres procesos de
diseño.
Los autores de la publicación consideran que el diseño
de minas, canteras o excavaciones civiles requieren la
interacción de los diferentes diseños. Los elementos
dominantes para la minería son la geometría del
yacimiento, las leyes y esquemas de extracción. El trazado
geométrico, la seguridad y el propósito, son los elementos
dominantes para las excavaciones de ingeniería civil. Es
sabido que los efectos del diseño de excavación están
asociados a las estrategias de voladuras y requerimientos
de soporte y refuerzo artificial. Un óptimo diseño pretende
maximizar la extracción y la eficiencia en voladura y
minimizar la dilución, sobrequiebre y requerimientos de
refuerzo o soporte.
En realidad, los procesos de diseño son complicados,
por lo que son llevados generalmente en forma separada
Capítulo 3: La Ingeniería de Excavaciones
45
y, algunas veces, sin consideración de efectos sobre los
otros. Sin embargo, una simple metodología de diseño
puede ser desarrollada para integrar los procesos de
diseño y sus interacciones, de manera tal que pueda ser
posible realizar pequeños ajustes en el diseño para el
rendimiento de la voladura, reducir la inestabilidad de la
excavación y, consecuentemente, decrecer los
requerimientos de refuerzo. Una metodología para
enfrentar este problema requiere de una descripción
uniforme, cálculo y presentación de herramientas para
el uso de las diferentes disciplinas que intervienen en
el diseño.
En concordancia con los autores de la publicación, el
problema de ingeniería en excavaciones mineras puede
ser dividido en tres procesos de diseño principales:
1. Diseño de Excavación
2. Diseño de Voladura
3. Diseño de Refuerzo
En la industria minera estas tareas a menudo son
atendidas por personal diferente con un exper ticia
específica, quienes conducen su trabajo usando datos
de entrada particular y cálculos de ingeniería, presentando
sus resultados también en forma particular.
En forma muy clara, ellos asocian este problema de
ingeniería de excavaciones a los términos de teoría
de conjunto. La ingeniería de excavación puede ser
aproximadamente descrita como la "unión" de los
diseños de excavación, de voladura y de refuerzo.
S imi larmente, e l vo lumen de interacc ión y
colaboración entre estos procesos puede ser
proporcionado por la "intersección" de los tres
conjuntos. Para los tres procesos de diseño, su unión
(U = DE < DR) y su intersección (I = DE > DV > DR)
se muestran esquemáticamente en el diagrama de
Venn. (Ver figura 3.1).
46
La razón de la intersección (I) y la unión (U) indican que
las dos condiciones extremas de interacción son posibles.
Primeramente, el caso cuando una persona (o un grupo)
es responsable de diseños simultáneos de los tres
aspectos de la excavación, aquí I/U=1. Luego, el caso
donde tres personas (o tres grupos) son responsables
cada cual en el aspecto particular de diseño, pero sin
interacción y colaboración; aquí los tres conjuntos son
disjuntos e I/U=0. Investigaciones han identificado formas
para desarrollar la metodología de ingeniería de excavación
que puede simplificar y mejorar la interacción entre los
tres procesos de diseño. Esta metodología requiere la
investigación y desarrollo de dos conceptos:
1. Un sistema universal de clasificación de rocas.
2. Un sistema universal de visualización de datos.
Un sistema universal de clasificación de rocas permitirá
una descripción estándar del macizo de roca para usar
durante los diseños de la excavación, de voladura y de
refuerzo. Un sistema universal de visualización de datos
permitirá tener los antecedentes de entrada y salida de
cada proceso y ser vistos simultáneamente.
3.2.2 Sistema Universal de Clasificación de Rocas
de Masas Rocosas
La literatura de mecánica de rocas muestra numerosos
sistemas de clasificación que han sido propuestos en
ingeniería de rocas. Algunos de los más conocidos son:
RQD Rock Quality Designation (Deere, 1964)
Q Rock Mass Quality (Bar ton, Lien and Lunde,
1974)
RSR Rock Structure Rating (Wickham, Tiedeman and
Skimer, 1974)
RMR Rock Mass Rating (Bieniawski, 1974)
MRMR Rock Mass Rating Modificado (Laubscher, 1977)
R Rock Mass Rating Simplificado (Brook and
Dharmaratne, 1985)
GSI Geological Strength Index (Hoek, 1994)
RMi Rock Mass Index (Palmstrom, 1995)
Cada uno de ellos han realizado mejoras, dando origen
a distintas versiones.
El análisis de los sistemas de clasificación en el contexto
de la ingeniería de excavación sugiere que estos han
sido desarrollados para el diseño de excavaciones
subterráneas y su soporte o refuerzo; pero muy pocos
han sido desarrollados para otros aspectos de la ingeniería
de la excavación (estabilidad de taludes, diseño de
voladuras, etc.). Una característica común de estos
sistemas de clasificación es que muestran como resultado
una "cualidad" o "Rating" para masas de rocas que están
en función de uno o más parámetros que describen las
características de la misma.
Una forma correcta sugiere que un macizo rocoso podría
estar completamente descrito en un conjunto finito de
parámetros o un conjunto universal de parámetros, que
pueden ser rateados entre 0 a 100.
Figura 3.1: Diagrama de Venn para la ingeniería de excavaciones.
DE
DV DR
= Unión (<)= Intersección (I)
DE = Diseño de excavaciónDV = Diseño de voladuraDR = Diseño de reforzamiento
I
Capítulo 3: La Ingeniería de Excavaciones
47
Este rating puede ser llamado Índice de Ingeniería de
Rocas (Rock Ingineering Index). El conjunto de parámetros
universales y el índice de ingeniería de rocas podrían
formar los componentes principales de un sistema de
clasificación de masa rocosa universal.
Los parámetros relevantes en cada aspecto del diseño
de ingeniería de excavación forman subconjuntos del
conjunto de parámetros universales, tal como lo muestra
el diagrama de Venn en la figura 3.2.
Las diferentes interacciones de estos subconjuntos de
parámetros indican cuáles de ellos son de uso común
y requieren una descripción estandarizada (regiones I, II,
III, IV). Similarmente, algunos parámetros son sólo
requeridos para aspectos específicos de la ingeniería de
excavación (regiones V, VI, VII). Además una subdivisión
del subconjunto de parámetros puede estar hecha en
base al índice de ingeniería de rocas. Por ejemplo, la
figura 3.3 muestra como el conjunto de parámetros de
diseño de voladura, contiene parámetros usados en un
índice de fragmentación y un índice de capacidad de
sobrequiebre de masa rocosa. Parámetros comunes a
ambos índices son contenidos en su intersección. La
existencia de una intersección indica que la fragmentación
puede afectar el sobrequiebre y destaca aquellos
parámetros que influyen en cualquier interacción.
3.2.3 Análisis de Bloques
Los planteamientos expuestos anteriormente
demandan una cons ide rab le i nve rs ión en
investigación, trabajo que ha sido llevado a efecto
por los autores de la publicación, cuyo proyecto fue
denominado Blasting and Reinforcement Technology
(BART). En este proyecto los conceptos de Sistema
Universal de Clasificación de Macizo Rocoso y la
interacción del diseño de excavación, diseño de
voladura y diseño de refuerzo, fue estudiada en el
contexto de la minería. En este trabajo los datos
son registrados empleando isopletogramas, los que
permiten una visualización vectorial de los datos.
Esta herramienta consiste en un diagrama que
presenta las isolineas (o contornos de la misma
magnitud) de una relación funcional que es variable
direccionalmente.
Figura 3.2: Diagrama de Venn para conjunto de parámetros.
Figura 3.3: Diagrama de Venn para voladura.
CDE
CDV CDR
CDE = Conjunto de parámetros para diseño de la excavaciónCDR = Conjunto de parámetros para el diseño de reforzamientoCDV = Conjunto de parámetros para el diseño de la voladura
V
II IIII
IVVI VII
CNF = Conjunto de parámetros para fragmentación requeridaCCS = Conjunto de parámetros para capacidad sobrequiebreCDV = Conjunto de parámetros para el diseño de la voladura
CDV
CNF
CCS
48
Para este caso, el parámetro elegido es la forma de
los bloques in-situ. El tema es tratado mediante la
teoría de bloques, que no será analizada en este
texto. En un sistema vectorial de coordenadas
esféricas puede ser representado completamente
usando la rotación en los planos ver ticales y
horizontales para indicar la orientación (representando
buzamiento y dirección de buzamiento) y una distancia
radial indica la magnitud.
El trabajo, del mismo modo, presenta las técnicas de
análisis de bloque, donde el macizo rocoso alrededor
de la excavación puede, usualmente, ser definido
como masivo, estratificado o fracturado. En un macizo
rocoso fracturado o estratificado la intersección entre
las discontinuidades crea un ensamble total o parcial
de bloques de rocas (Ver figura 3.4).
El arreglo geométrico de los bloques afectan varios aspectos
de la ingeniería de excavaciones.
En lo que a voladura se refiere, el grado de formación
de los bloques, su forma y distribución de tamaños,
incluidos los bloques pequeños contenidos en los
mayores, tendrá efecto sobre la fragmentación, daño
y sobrequiebre del macizo rocoso remanente. Sin
embargo, la discusión para aspectos de diseño de la
excavación y reforzamiento, los bloques impor tantes
son los formados en el macizo remanente de la nueva
super ficie creada; en cambio, para voladura, los
bloques internos son impor tantes.
Cuando se cor ta una super ficie del macizo rocoso,
se crea un nuevo ar reglo de bloques. Daño,
inestabilidad, sobrequiebre y dilución pueden ocurrir
por la tendencia al movimiento de bloques individuales
o un grupo de ellos. La inestabilidad de bloques es
común alrededor de la super ficie de la excavación.
En este tipo de problemas, como se indicó anteriormente,
la aproximación de la "Teoría de Bloques" es una
herramienta apropiada a emplear (Warburton (1981),
Priest (1985) y Goodman y Gen-hua Shi (1985).
Windsor (1992) ha realizado apor tes al tema y
adicionalmente propone un programa para análisis
de tamaño de bloques. El proceso de análisis es
mostrado en el diagrama 3.2 y en la representación
gráfica de tipos de bloques en la figura 3.5.
Resumiendo, la metodología para el diseño de
ingeniería de excavaciones expuesta en la publicación
involucra tres procesos: diseño de excavación, diseño
de voladura y diseño de refuerzo. Dos componentes
son los más impor tantes, que deben ser definidos y
estudiados: un sistema de clasificación de masas de
roca universal y una base universal de visualización
de datos.
MASIVO FRACTURADO
Figura 3.4: Comportamiento de macizo rocoso masivo y fracturado.
Capítulo 3: La Ingeniería de Excavaciones
49
Diagrama 3.2: Procedimiento para análisis de bloques.
Figura 3.5: Tipos de bloques según su estabilidad (Modificado de C.R. Windsor & A.G. Thompson).
Suma de todos los bloques internos y externos de todas las formas y tamaños
Finito Infinito
Separable No Separable
Inestable Estable
Bajo tamaño Sobre tamaño
Demanda de reforzamiento para lograr la estabilidad
Sin demanda para voladura o reforzamiento
Demanda de voladura para lograr fragmentación
Anál
isis
de
tam
año
de
bloq
ues
Anál
isis
de
esta
bilid
ad d
e bl
oque
s
Anál
isis
de
form
a de
blo
ques
a = bloque infinitob = bloque finito, no separablec = bloque finito, separable, no deslizanted = bloque finito, separable, posible deslizantee = bloque finito falla caída libre
a
ae
c
d
a b c
a
d
be
c
c
b
d
50
3.3 METODO DE ANALISIS DE RIESGO
3.3.1 Introducción
La minería subter ránea y de super ficie, por
aproximadamente dos décadas ha utilizado sistemas de
rating para el análisis de estabilidad de macizos rocosos.
Los sistemas mas conocidos son: Rock Mass Rating (RMR)
de Bieniawski, Mining Rock Mass Rating (MRMR) de
Laubscher (corresponde a una modificación del anterior),
el Slope Mass Rating (SMR) de Romana y el Indice de
Calidad de Túneles (Q) de Barton. En los últimos años
han sido introducidos el Geological Strength Index (GSI)
de Hoek y el Rock Mass index (Rmi) de Palmströn. Estos
tienden a ser sistemas imprecisos en la evaluación de
macizos rocosos clasificados como blandos o débiles,
debido principalmente a que su principal parámetro son
las discontinuidades (aproximadamente entre un 40 y
50% del peso total de la clasificación), que en el caso de
rocas masivas, y además tectonizadas, dificultan su
definición. Por otro lado, se sabe que la mayoría de los
procedimientos dependen de la evidencia de los testigos,
que muchas veces son difíciles de obtener y, por lo tanto,
es común encontrar grados de incertidumbre en la etapa
de caracterización.
3.3.2 Método de trabajo
Con el propósito de determinar el riesgo inducido tanto
en taludes naturales o artificiales (minería y obras civiles)
y estructuras mineras subterráneas, se considera el
siguiente esquema lógico de análisis propuesto por Tritch
et al. (1996) (Ver figura 3.6). Este método fue empleado
en Francia en el proyecto "Plan de Prévention des Risques
Naturels Prévisibles, PPR", para analizar situaciones de
inestabilidades, tanto en excavaciones subterráneas
abandonadas como en acantilados cercanos a zonas
urbanas. Del mismo modo, fue empleado en el análisis
de riesgo geotécnico en sitios históricos, tal como en el
Valle de los Reyes en Egipto.
La metodología de Tritch et al. (1996) está basada en
tres etapas. La primera, es la fase de intervención donde
el ingeniero o el experto debe observar el lugar en estudio
para obtener información sobre, por ejemplo, el estado
de meteorización, el estado y tamaño aproximado de los
posibles bloques y/o cuñas a fallar, etc. En otras palabras,
se define la sensibilidad, la actividad y la intensidad de
los fenómenos que podrían ocurrir. La segunda y tercera
etapa del este análisis consisten en el razonamiento de
acuerdo con ciertas reglas dadas por el experto en la
materia, respecto a la probabilidad de ocurrencia y nivel
de riesgo en cada caso en particular.
En un análisis típico, los parámetros observados son
clasificados en clases de valores. En la tabla 3.2 se
muestra un ejemplo de clases de actividades.
Figura 3.6: Esquema general para el análisis de riesgo geotécnico.
Sensibilidad Actividad Intensidad
Probabilidad de Ocurrencia
Riesgo
Capítulo 3: La Ingeniería de Excavaciones
51
Tabla 3.2
Ejemplo de clases de actividad. (Tritch et al. 1996)
Clase de actividad Descripción
DormidaNo existe alteración masiva
No existen fracturas
Nuevas trazas de morfología
Inactiva Alteración superficial
Fracturas mecánicas antiguas
Trazas de morfología fresca
Fresca Profunda alteración
Desarrollo de fracturas mecánicas
Trazas morfológicas
Activa Alteración activa
Desarrollo y apertura de fracturas mecánicas
La sensibilidad del sitio puede ser calculada a partir de
la siguiente ecuación:
S = 4PF + 2ER + HF + DIR + 2PEN
Donde:
PF :espaciado de fracturas
ER :espaciado y rugosidad de las diaclasas
HF :humedad de las fisuras
DIR :dirección estructural con respecto al frente
PEN :inclinación de las fisuras con respecto al frente
El valor asignado por cada parámetro se muestra en la
tablas 3.3a y 3.3b.
Un ejemplo de razonamiento del riesgo considerando
sensibilidad, actividad, intensidad y la probabilidad de
riesgo, se muestra en la tabla 3.4.
52
Tabla 3.3a
Parámetros de Sensibilidad
Parámetro Valor asignado
Espaciado de fracturas (PF)
< 0,2 m 3
desde 0,2 a ≤ 0,6 m 2
desde > 0,6 a 2 m 1
> 2 m 0
Espaciado y rugosidad diaclasas (ER)
Espaciado > 5 mm, continua relleno arcilla 3
Espaciado < 5 mm, superficie potencial deslizamiento 2
Espaciado < 1 mm, superficie alterada 1
Cerrada, sin alteración rugosidad 0
Humedad de fisuras (HF)
Corriente de agua 3
Goteo de agua 2
Húmeda 1
Seca 0
Dirección estructural respecto al frente (DIR)
< 5° 3
Desde 5° hasta menos de 15° 2
Desde 15° hasta menos de 30° 1
≥ 30° 0
Inclinación de fisuras respecto al frente (PEN)
desde -15° a menos de -5° 3
desde -5° a menos de 5° 2
desde 5° a 15° 1
> 15° 0
Indice de Sensibilidad (S = 4PF + 2ER + HF + DIR + 2PEN) Rating de "S"
Muy favorable S < 25
Favorable 25 ≤ S < 50
Desfavorable 50 ≤ S < 75
Muy desfavorable S ≥ 75
Capítulo 3: La Ingeniería de Excavaciones
53
Tabla 3.4
Ejemplo de razonamiento de riesgo. (Intensidad y probabilidad como input y riesgo como output)
Intensidad del fenómeno Probabilidad de ocurrencia
Falla de la roca Insignificante Bajo Bajo Intermedio
Falla de bloques Bajo Bajo Intermedio Intermedio
Colapso Bajo Intermedio Intermedio Alto
Colapso mayor Intermedio Intermedio Alto Alto
Intensidad del fenómeno (m3)
Falla de la roca < 10-3
Falla de bloques desde 10-3 a 1
Colapso > 1
Colapso mayor > 10
En un típico diseño de un sistema geotécnico, el ingeniero
debe obtener una estimación de los parámetros que se
utilizarán en el sitio, seleccionar los métodos más
apropiados, e interpretar los resultados del análisis.
Tabla 3.3b
Probabilidad de riesgo según la clase de actividad y sustentabilidad
Clases de actividad (Tabla 3.2) Indice de Sensibilidad (Tabla 3.3a)
Actividad Muy Favorable Favorable Desfavorable Muy Desfavorable
Dormida Insignificante Baja Baja Intermedia
Inactiva Baja Baja Intermedia Intermedia
Fresca Intermedia Intermedia Alta Alta
Activa Alta Alta Alta Alta
Capítulo 4
Procedimiento de Diseño para Túneles en Roca4.1 Revisión al Procedimiento de Diseño para Túneles en Roca
4.2 Procedimiento de Diseño de Túneles en Roca
4.3 Control del Debilitamiento de las Excavaciones Subterráneas
4.4 Tamaño de la Excavación y Número de Discontinuidades
4.5 Nivel de Esfuerzo
4.6 Diseño de Soporte para Rocas Sobrestresadas
4.7 Definición del Criterio de Falla
4.8 Concepto Arco de Roca
4.1 REVISION AL PROCEDIMIENTO DE
DISEÑO PARA TUNELES EN ROCA
4.1.1 Introducción
En las últimas décadas, la construcción subterránea
ha experimentado a nivel mundial un impor tante
incremento, tanto en el número de obras como en
su tecnología. Los propósitos pueden ser también
muy diversos, entre los que se cuentan: túneles
ca r r e t e r os y de f e r r o ca r r i l e s , p r o yec tos
hidroeléctricos, grandes cavernas como recintos
depor tivos y aparcamiento de vehículos, accesos a
la explotación de yacimientos mineros, etc. Del
mismo modo, los motivos para generar estos
espacios subterráneos pueden ser muy diversos,
entre los que se incluyen los problemas de espacio
en las grandes ciudades y las restr icciones
medioambientales, tanto en obras civiles como en
explotaciones mineras.
Las metodologías de diseño permanecieron por
mucho tiempo invariables hasta que las condiciones
de las masas rocosas fueron más adversas y fue
necesario introducir nuevas tecnologías, tanto de
diseño como de sistemas de soporte. Así ha ocurrido
en la minería subterránea en Chile, donde en las
más impor tantes minas (El Teniente, Andina y El
Salvador), los niveles de esfuerzos y profundidades
son cada vez mayores.
Las investigaciones en el campo de la ingeniería
geotécnica ha ido incorporando nuevas y potentes
herramientas que han contribuido al desarrollo de
la discipl ina, especialmente en lo referido a
modelación numérica, utilizando para ello diversos
softwares que emplean elementos f in i tos o
diferencias finitas (FLAC, PHASE), logrando una
Capítulo 4: Procedimiento de Diseño para Túneles en Roca
57
aproximación muy confiable del comportamiento bajo
las condiciones en que se encuentra la masa rocosa
de la construcción subterránea. La instrumentación
es otra componente impor tante de verificación.
Tal como el caso de las fundaciones de los puentes,
los métodos de análisis consideran el comportamiento
del conjunto del sistema; en otras palabras, el acero
del perno, la lechada de cemento y la roca.
La naturaleza de las discontinuidades permite tener
presente distintos modos de falla y que aparentemente
puede ser una situación compleja, situación que en la
actualidad se ha superado con el uso de modernas
técnicas de análisis. Del mismo modo, es posible
pensar que las excavaciones en roca siempre están
bajo condiciones de esfuerzo-deformación, que
generalmente están en equilibrio antes de que la
excavación sea efectuada. Distinto es el caso en
unidades geológicas cuyas rocas tienen muy alta
resistencia a la compresión que pueden acumular un
alto nivel de energía, la que después de un cier to
límite esta energía es liberada abruptamente, generando
estallidos de roca (rockburst). (Ver Figura 4.1).
Figura 4.1: Estallido de Roca Uchucchacua, Perú.
Gen
tilez
a de
Dav
id R
egal
ado,
200
5
58
En el diseño del refuerzo se debe dar primeramente
énfasis al control de los más probables modos de
falla que pueden conducir a un colapso. La información
necesaria para el diseño no se encuentra normalmente
en las etapas previas, pero se debe tratar de obtener
durante el tiempo de investigación geológica para la
exploración, diseño y etapa de construcción del
proyecto. El diseñador de sistemas de refuerzo debe,
por lo tanto, dar más énfasis a los modos de
deformación que a los cálculos de esfuer zos,
deformaciones y cargas. Los procedimientos de
construcción y el suministro de especificaciones
deben ser también considerados como par te del
proceso de diseño para asegurar sus requerimientos.
Lo anterior es de vital impor tancia cuando existen de
por medio situaciones contractuales de trabajo con
terceros, que puede tener un significativo efecto
económico para ambas par tes en el proyecto.
El procedimiento de diseño de un refuerzo de roca no
debe restringirse sólo a los elementos del sistema,
sino que también debe ser considerado como un
elemento integrado a las estructuras de roca.
En las s igu ientes secc iones se ent regarán
primeramente las diferentes etapas del diseño; luego,
las características básicas del diseño; en tercer lugar,
los procedimientos o guías empíricas basadas en
experiencias de otros proyectos; y por último, las
técnicas analíticas que pueden ser usadas para asistir
al diseñador.
4.1.2 Etapa Preliminar de Diseño
Los esfuerzos primeramente deben estar orientados
a la determinación en forma aproximada del tipo y
volumen de refuerzo que puede ser requerido en un
proyecto dado. En este punto del diseño es muy útil
la información acumulada de otros proyectos
similares. Seguramente desde la etapa de exploración
y programas de sondajes, aún no se disponga de la
información detallada y necesaria para el análisis
de detalle y diseño; por esto, el ingeniero diseñador
debe conocer técnicas de estabilización que se han
empleado y han sido exitosas. Este conocimiento
debe incluir conocimiento de mecánica de rocas y
estabilización que pueden ser proporcionados por
libros, publicaciones técnicas, etc. Debe incluir, del
m i s m o m o d o , u n a r e v i s i ó n d e p l a n o s ,
especificaciones técnicas y experiencia en trabajos
similares al considerado en el proyecto. Las
alternativas de refuerzo y esquemas de excavación
son, en general, considerados en el diseño final.
4.1.3 Etapa de Diseño Final
Una vez que se dispone de la información de geología
e ingeniería de rocas y ha finalizado el plan del proyecto,
recién puede ser entregado un diseño detallado. Este
debería contener un set de planos y especificaciones
que haya indicado el contratista o el departamento de
construcción y el refuerzo que el diseñador considerará
necesario para estabilizar la estructura de roca. El
diseño no debe incluir sólo el número, el largo, el tamaño
y la orientación de los elementos de refuerzo, sino que
también la secuencia de excavación-refuerzo y los
requerimientos detallados de la instalación. Esta última
condicionante juega un papel impor tante en el
desempeño del sistema, puesto que la operación de
instalación debe ser realizada de acuerdo con
procedimientos y normas de calidad de los elementos
que envuelve el sistema. (Ver capítulo Procedimiento
de Instalación). Los análisis de los posibles modos de
deformación son realizados en esta etapa, con el fin
Capítulo 4: Procedimiento de Diseño para Túneles en Roca
59
de tener un conocimiento detallado acerca de la roca.
El estudio detallado debe ser realizado a recientes
proyectos, para asegurar que mejores métodos no hallan
sido revisados. Una serie de test en laboratorio e in-
situ debería ser considerado para verificar que los
elementos y procedimientos sean aceptables desde el
punto de vista práctico. Las especificaciones deben
considerar cierta flexibilidad en los requerimientos del
sistema de refuerzo de roca de manera tal que sea
económicamente factible.
Las especificaciones del sistema de refuerzo servirán
no solamente como guía para el operador o instalador
del sistema y requerimientos de control de calidad, sino
que también proveerá un medio de información para el
contratista y el inspector con los requerimientos del
sistema para cada parte del proyecto. Algunos estudios
de proyectos precisan los requerimientos de refuerzo
adicional a los patrones básicos de instalación.
4.2 PROCEDIMIENTO DE DISEÑO DE TUNELES
EN ROCA
El procedimiento de diseño de túneles en roca incorpora
cinco etapas que involucran los estudios previos y la
construcción final. La primera etapa considera la
adquisición de datos preliminares, en la que el propósito
del túnel definirá su forma y tamaño. Por otro lado, la
información de geología y topografía son elementos
impor tantes que deben estar a disposición de los
diseñadores desde el principio. Posteriormente se debe
realizar una caracterización geotécnica preliminar con
un plan de investigación involucrando mapeo de
super ficie, exploración geofísica y valorización de
parámetros geotécnicos a partir de muestras tomada
en terreno.
La segunda etapa considera un estudio de factibilidad
donde se efectúa la clasificación de la masa rocosa de
la región. En esta etapa se pueden usar diferentes
metodologías de clasificación, con el objetivo de tener
una aproximación de los sistemas de soporte que se
emplearán. En esta etapa también se realiza un examen
crítico de los problemas del túnel, se confeccionan
secciones transversales y se definen los métodos
alternativos de construcción.
La tercera etapa considera la caracterización de detalle
del sitio bajo un plan de trabajo que involucra mapeo
de detalle geológico, perforación de exploración y, si es
necesario, construcción de algunas galerías auxiliares.
Los test pueden ser geofísicos, de laboratorio e in-situ.
La determinación de los esfuerzos actuantes y la
condición de aguas subterráneas aportan antecedentes
para el estudio de estabilidad de la excavación.
La cuarta etapa considera el análisis de estabilidad. Con
este análisis se logra la clasificación de masa rocosa,
la cual nos entrega información sobre los mecanismos
de control de la excavación. Estos mecanismos de control
pueden ser: estructurales, esfuerzos, tiempo y
meteorización provocada especialmente por el excesivo
flujo y presión de las aguas subterráneas.
La quinta etapa envuelve el diseño final y la construcción,
consistente en la preparación de dicho diseño final y
en la explicitación de los métodos alternativos de
construcción.
Luego, se podría incluir una sexta etapa, que considera
el diseño de un programa de monitoreo para validar el
modelo o solucionar algunos requerimientos técnicos.
Finalmente se preparan los contratos y estiman los
costos involucrados.
60
4.2.1 Fundamentos y Principios
La filosofía del diseño de refuerzo envuelve dos
aspectos que se consideran en el fallamiento de las
excavaciones subterráneas. Por un lado, la estabilidad
depende de la situación geométrica en el ámbito
general de la mina. Es decir, el fallamiento depende
de la distribución espacial de todas las excavaciones
y de la secuencia con que se desarrollan y, por otro
lado, la estabilidad depende de las condiciones
específicas locales, tales como el nivel de esfuerzos
y la calidad del macizo rocoso circundante a la
excavación.
La zonificación del macizo rocoso desde el punto de
vista geomecánico es de vital impor tancia en la etapa
del diseño.
Esta zonificación se puede realizar sobre la base de
una característica específica de resistencia del macizo
rocoso (Resistencia a la Compresión Simple, "RQD"
Rock Quality Designation, etc.), o utilizando sistemas
de clasificación de macizos rocosos más completos,
como los señalados en el capítulo 3 Ingeniería de
Excavaciones.
Esta categorización ser virá para estandarizar el uso
de sistemas de refuerzo para cada unidad geotécnica
definida. Sin embargo, en la minería vetiforme la
estandarización es más difícil debido al cambio
continuo de las calidades de roca a cor ta distancia.
Hoy día se recomienda la utilización del análisis Fuzzy
para definir los valores de los parámetros.
La explotación de cuerpos mineralizados necesita
para la extracción de la especie útil, la preparación
y desar ro l lo de una ser ie de excavac iones
subter ráneas. Lo anter ior const i tuye lo que
comúnmente se denomina "Infraestructura de la
Mina". Dependiendo del sistema de explotación,
será necesaria la construcción de galerías, piques,
chimeneas, cámaras de explotación dinámica, etc.
Esta infraestructura se puede ver afectada en su
estabilidad en cualquiera de sus casos, como se
verá más adelante.
En general, este diseño minero puede usar tanto
metodologías manuales como computacionales.
A continuación, se presentan los principales aspectos
considerados (Hoek, Kaiser y Bawden 1995).
4.2.2 Riesgo de Diseño
El riesgo aceptable muchas veces es de dificultosa
definición para la pequeña y mediana minería y obras
civiles de pequeña envergadura, especialmente por
su relación directa a los costos.
La figura 4.2 muestra los dos extremos de esta
situación. Por un lado, el refuerzo del túnel del lado
derecho es económicamente inaceptable y en el lado
izquierdo hay una clara violación a los estándares
de seguridad.
4.2.3 Factor de Seguridad
Una aproximación clásica usada, para determinar el
factor de seguridad es la relación entre la capacidad
"C" de sopor te (fuerzas resistentes) y la demanda
"D" (fuerzas que favorecen el fallamiento).
En donde:
F =
(Factor de Seguridad)CD
Capítulo 4: Procedimiento de Diseño para Túneles en Roca
61
Un factor F = 1,3 puede ser utilizado para labores
temporales y un factor de 1,5 a 2,0 para labores
permanentes.
4.2.4 Estudio de Sensibilidad
Este estudio envuelve una serie de cálculos en los que
cada parámetro significativo es variado sistemáticamente
hasta un rango máximo creíble, en orden a determinar su
influencia sobre el factor de seguridad.
4.3 CONTROL DEL DEBILITAMIENTO DE LAS
EXCAVACIONES SUBTERRANEAS
Tal como se expresara en la sección 3.1, Ingeniería
de Rocas, para entender los desplazamientos que
ocurren en una masa rocosa es de vital impor tancia
identificar los tres más impor tantes debilitamientos,
que pueden estar controlados por:
A . L as Es t r u c t u r as : L a i n t e r se c c i ón en
discontinuidades de cualquiera de sus tipos, puede
configurar diversas formas geométricas (cuñas,
bloques, etc.), que al interceptar la sección
desarrollada de una excavación, provoca su caída o
deslizamiento al interior de la misma. Lo anterior se
debe a que la roca estresada ha sido removida
permitiendo que la roca remanente se mueva debido
a la descarga.
B. Los Esfuer zos: Los macizos rocosos están
sometidos a esfuerzos, producto de la sobrecarga
y del origen tectónico. Cuando se realiza una
excavación se produce una redistribución de estos
esfuerzos, que se denominan esfuerzos inducidos.
Generalmente, esto considera una mayor perturbación
del campo de esfuerzos preexistentes tanto en su
magnitud, como en su orientación. Si estas fuerzas
superan la resistencia del macizo rocoso, el
fallamiento es posible.
C. El Tiempo y Meteorización: La capacidad de
deformación del macizo al estar sometido a un
cier to nivel de esfuerzo durante un tiempo "t" y la
meteorización provocada especialmente por el agua,
son elementos que deben ser considerados en la
estabilidad de la excavación. En los alrededores de
Figura 4.2: Variantes de riesgo.
62
una excavación abier ta a la atmósfera, cualquier
presión de fluido existente en la masa de roca será
reducida a cero (o más estrictamente, a la presión
atmosférica). Esto hace que la excavación actué
como un sumidero, y cualquier fluido dentro de la
masa de roca tenderá a infiltrar hacia la excavación
(Ver figura 4.3).
4.4 TAMAÑO DE LA EXCAVACION Y NUMERO
DE DISCONTINUIDADES
De hecho, todos los macizos rocosos están fracturados
y es muy raro el caso donde el espaciamiento entre
discontinuidades es apreciablemente más grande que las
dimensiones de un proyecto de excavación.
En general, la estabilidad de una excavación cumple con
las siguientes relaciones:
Estabilidad =1/Nº de discontinuidades
Estabilidad =1/tamaño de la excavación
La figura 4.4 muestra que, en la medida que aumenta de
tamaño la excavación, en un mismo macizo rocoso,
aumenta el número de bloques y/o cuñas potenciales a
fallar.
En la mayoría de los casos las discontinuidades se
presentan en forma bi-dimensional, por lo que es necesario
apoyarse en técnicas como la "Línea de Detalle", "Mapeo
de Celdas" ú otros aparatos más sofisticados como es
la "Bore Hole Camera", para realizar proyecciones
espaciales de estas discontinuidades (Ver figura 4.5).
4.5 NIVEL DE ESFUERZOS
La mayoría de los cuerpos vetiformes que se explotan en
el ámbito de la pequeña minería, están localizados no
Figura 4.3: Filtración de agua en túneles.
A
B
C
Figura 4.4: Efecto del tamaño de la excavación y el número de discontinuidades.
más allá de 200 m de profundidad, por lo que los niveles
de esfuerzos son relativamente bajos (no mayor a 10
MPa). Así, en rocas masivas las excavaciones no sufren
daños por este concepto y por lo tanto no requieren
refuerzo, excepto localmente o para satisfacer reglamentos
de seguridad internos de la empresa.
En rocas fisuradas asociada a bajos esfuerzos,
normalmente se presentan desprendimientos y/ó
Figura 4.5: Cámara Introscópica.
Capítulo 4: Procedimiento de Diseño para Túneles en Roca
63
desl izamientos de bloques menores debido
principalmente a efectos gravitatorios. El apernado
debe ser diseñado para sopor tar el peso muer to de
las cuñas y/o bloques.
En rocas altamente f isuradas, se producen
desprendimientos y/ó deslizamientos de pequeñas
cuñas y/ó bloques formados por la intersección de las
discontinuidades. Este fenómeno puede continuar
propagándose hasta formar grandes cavidades si no se
adopta oportunamente un sistema de refuerzo. En este
caso, el shotcrete con malla y apernado proporcionan
un adecuado sopor te. Diferentes modos de falla se
muestran en la figura 4.6.
64
Figura 4.6: Tipos de fallas que ocurren en diferentes niveles de esfuerzos y calidades de masas rocosas(modificada desde Martín et al., 1999).
Capítulo 4: Procedimiento de Diseño para Túneles en Roca
65
Figura 4.6 (Continuación): Tipos de fallas que ocurren en diferentes niveles de esfuerzos y calidades de masas rocosas(modificada desde Martín et al., 1999).
66
Figura 4.6 (Conclusión): Tipos de fallas que ocurren en diferentes niveles de esfuerzos y calidades de masas rocosas(modificada desde Martín et al., 1999).
( )( )
5.1. ASPECTOS GENERALES
Un gran avance se percibe en los últimos años en relación
a las herramientas computacionales, tanto en los hardware
como en los software, de tal manera que los equipos
actuales han aumentado sus prestaciones de servicios
y accesibilidad. Así como en casi todas las disciplinas
se han elaborado nuevos programas o herramientas
informáticas, también lo ha sido el cálculo y el diseño
de excavaciones, tanto en superficie como subterránea.
Lo anterior es desarrollado en conjunto con modelos
físicos y matemáticos, que el trabajo multidisciplinario
ha incorporado como una herramienta de amplio dominio
en el análisis y en el propio diseño.
Del mismo modo, el avance de la tecnología en las
distintas disciplinas, ha tenido un impacto en las técnicas
de excavaciones subterráneas.
Considerando lo anterior y los avances en la informática,
ha sido posible abordar construcciones por necesidades
de carácter ambiental, espacial y económico entre otros.
El uso de la informática en el diseño de obras subterráneas
tiene la ventaja significativa de realizar diferentes cálculos
basados también en diferentes teorías, con la utilización
de parámetros geotécnicos de la masa rocosa, en la cual
la construcción se llevará a efecto. Con ello se han ido
obteniendo resultados en las diferentes etapas de los
procesos de cálculo, con una rapidez y precisión que
hasta hace un tiempo atrás eran insospechados.
Lo anterior permite acceder a una detallada información
del proceso de diseño y conseguir una mayor seguridad,
debido a la gran variedad de cálculos y maneras de
resolverlos. De esta forma, se obtiene un notable ahorro
en horas hombres de ingenieros, que se utilizarían para
realizar la misma actividad en forma manual y que muchas
veces por motivos de costo y tiempo se hacen inviables.
Capítulo 5: Computación Aplicada al Diseño de Excavaciones
75
Entre los cálculos más comunes del diseño de excavaciones
se encuentran los que siguen: análisis de caída o
desplazamiento de elemento de rocas y dimensionado de
los elementos artificiales de retención, generación de las
curvas de comportamiento para cualquier tipo de terreno
y para cualquier tamaño de excavación, verificación del
sistema de refuerzo o soporte para cada una de las etapas
que envuelve la construcción, análisis de la inestabilidad
en los taludes de los portales, tanto para fallas planas
asociadas a rocas mas competentes relacionadas a rocas
muy fracturas o suelos, etc. Los ejemplos antes
mencionados corresponden a cálculos sencillos que la
informática puede solucionar en forma rápida y acertada.
Para otros problemas que envuelve el proceso de
excavación, tales como voladura y los relacionada con
hidrogeología, también existen programas muy
competentes.
En relación con algunos aspectos vinculados con parámetros
de resistencia y de deformación, ocurre que en una primera
etapa sólo se conocen éstos en forma parcial o incompleta,
por lo que las técnicas computacionales avanzadas no
cuenten con el input necesario. Lo anterior significa que
en ocasiones es necesario aproximar o simplificar
informaciones, obteniendo de esta manera resultados
aproximados. La aplicación de los resultados obtenidos,
en definitiva dependerán, por una parte, de la calidad
intrínseca del programa utilizado en un problema específico
y, por otro lado, de los valores reales de los parámetros
del medio rocoso en que se está realizando la construcción.
En otras palabras, de la calidad y pertinencia de los
estudios geológicos-geotécnicos realizados.
La implicancia de lo anteriormente expuesto tiene como
resultado que los programas computacionales empleados
deben ser considerados como herramientas de apoyo con
alto rendimiento en tiempo, calidad y cantidad de información.
Utilizados en el diseño de excavaciones desde el punto de
vista geotécnico, mediante el análisis profundo de los
76
resultados obtenidos se puede deducir la representatividad
de los parámetros geotécnicos. Del mismo modo, son de
importancia las hipótesis utilizadas, lo que sugiere un
cuestionamiento que debe ser constantemente verificado.
Es perjudicial para la ingeniería de roca considerar cualquier
resultado obtenido por esta vía como diseño definitivo y
admitiendo sus resultados como conclusión final.
El uso de las herramientas computacionales, para analizar
los diversos problemas geotécnicos y aquellos referidos a
excavaciones subterráneas, se ha extendido y generalizado
cada día más, tanto en empresas de servicio como en
universidades e instituciones de investigación.
Especial mención se debe hacer a lo realizado por Hoek,
tanto en su libro "Support of Underground Excavation in
Hard Rock", donde describe y utiliza herramientas
computacionales tales como DIPS UNDWEDGE, PHASES,
WEDGE, EXAMINE, SLIDE y otros, cuyas herramientas fueron
desarrolladas y sancionadas en aplicaciones reales.
Se recomienda ver los demos en www.rockscience.com; en
ellos son incorporados los principales principios de mecánica
de roca y criterios de fractura, tales como Mohr-Coulomb
y Hoek-Brown, que a partir de los valores GSI (Geological
Strength Index) y cálculos de la interacción de los sistemas
de refuerzo y sostenimiento con el terreno, mediante la
metodología de curvas características. Para el diseño de
refuerzo de un túnel, los métodos empíricos, analíticos y
numéricos constituyen las herramientas mas usadas, y así
los resultados obtenidos son discutidos en cada uno de
los casos para llegar a una aproximación y solución acertada.
Esa solución posteriormente se puede ajustar durante la
ejecución de la obra, en la medida que sostenga nuevos
datos de la masa rocosa, de tal manera que se pueda
generar una nueva base de datos con el consecuente nuevo
cálculo. Tanto como los métodos empíricos y numéricos,
se han generado diversas planillas de cálculo y programas
más completos.
ITASCA ha desarrollado programas aún más completos
de aplicación, como FLAC (Fast Lagrangian Analysis of
Continua), que es un poderoso programa de modelación
en dos dimensiones continuo para suelos, rocas y
comportamiento estructural. Usado interactivamente, es
una herramienta de diseño y análisis general para ingenieros
geotécnicos, civiles y de minas y puede ser aplicada a una
amplia variedad de problemas en estudios de ingeniería.
Entre los métodos empíricos se encuentran las
clasificaciones geomecánicas (ver "Propuesta para la
Ingeniería de Excavaciones", sección 3.2, capítulo 3) y
otros que suelen utilizarse con la finalidad de obtener
datos preliminares tanto del terreno como del sistema
de refuerzo a utilizar.
Los métodos analíticos son más completos que los
anteriores y se basan principalmente en teorías tales
como "la elasticidad", lo que proporciona cálculos más
precisos. Sin embargo, a pesar de la aplicación de estas
teorías y de los cálculos involucrados, sus resultados
aún carecen de confiabilidad.
Como se ha dicho, por último existen los métodos
numéricos basados en la representación del
comportamiento del terreno y del sostenimiento como
elementos o zonas. Estos últimos métodos son los que
arrojan resultados más precisos y se aproximan más a
la realidad. Sin embargo, se recomienda el monitoreo
del comportamiento del terreno y de los sistemas de
estabilización para la verificación de los modelos aplicados.
5.1.2 Modelación Numérica
Se beneficiará la planificación de largo plazo si los
ingenieros de diseño proponen un análisis numérico
detallado. Los regímenes de esfuerzo pueden ser
pronosticados, de tal manera que la secuencia de minado
Capítulo 5: Computación Aplicada al Diseño de Excavaciones
77
también se puede planificar con el fin de enfrentar un
nivel de esfuerzo aceptable o controlable. Lo anterior
puede bajar la intensidad de los estallidos de rocas y
crear mayor estabilidad desde el punto estructural. La
modelación numérica es una útil herramienta y cada
día los ingenieros están utilizando más esta tecnología;
sin embargo, los modelos obtenidos deben validarse
con apoyo de las obser vaciones de ter reno y
principalmente desde el monitoreo de los sistemas
diseñados.
La mayor par te de estos sistemas de refuerzo tiene
buena respuesta bajo condiciones estáticas, pero
cuando no están bien diseñados llegan a ser peligrosos
bajo condiciones dinámicas, puesto que se deben
enfrentar eventos sísmicos o altos esfuerzos y
deformaciones. Por lo anterior, es importante destacar
que predecir las futuras condiciones de menado
facilitará el manejo y control del compor tamiento de
los sistemas de refuerzo, aún en condiciones variables
de esfuerzos tal como ocurre en la minería.
5.2 GUÍA PARA EL MODELAMIENTO NUMÉRICO
El análisis numérico, presenta la alternativa de representar
el comportamiento de los macizos rocosos como un
continuo o un discontinuo. En el primero, el
compor tamiento se asocia a una aproximación de
conectividad y continuidad de los desplazamientos y
esfuerzos entre los elementos. Por otro lado, en el método
discontinuo la masa de roca es representada como un
ensamble de distintos bloques o cuerpos interactuando
entre ellos, los que a su vez son subdivididos en una
malla de diferencias finitas, lo que permite ser
representado bajo las leyes de esfuerzo - deformación
lineal o no lineal.
La aplicación de métodos continuos es más adecuada
en los análisis de roca masiva intacta, de rocas débiles
y de macizos rocosos altamente fracturados o
meteorizados. En el caso de masas rocosas con presencia
de múltiples sets de fracturas, lo cual puede ser el
controlador del mecanismo de falla, el modelamiento de
un discontinuo puede ser el más apropiado.
El estado tensional de un macizo rocoso se puede calcular
por métodos numéricos, donde el compor tamiento
mecánico de estos materiales es representado por
ecuaciones que requieren una solución, no sin antes
haber definido algunas hipótesis que simplifican el
problema y que son necesarias principalmente para
resolver el compor tamiento complejo de algunos
materiales.
Una primera clasificación de los métodos numéricos
involucra la utilización de elementos de dominio y, por
otro lado, elementos de contorno. Los métodos que
utilizan elementos de dominio tratan el terreno como un
medio continúo dividiéndolo en elementos o zonas. Lo
anterior permite analizar comportamientos complejos y
entre ellos se encuentran los métodos de diferencias
finitas, elementos finitos y elementos discretos. La
construcción de la malla del modelo requiere de esfuerzos
considerables; el objetivo es evitar la interacción entre
ellos, de tal manera que sus contornos deben estar lo
suficientemente lejos de las excavaciones. Estos métodos
son más versátiles y potentes.
Por otro lado, la metodología de elementos de contornos
divide en elementos los contornos del problema, por lo
que las necesidades tanto en potencia como en equipos
de informática son menores. Esto permite que el usuario
tenga una experiencia y habilidad de menor grado, por
lo que los resultados y precisión son mucho menores.
78
5.2.1 Método de Diferencias Finitas
Esta técnica es una de las más antiguas para resolver
ecuaciones diferenciales a partir de condiciones iniciales
y/o de contornos. Principalmente, consiste en el reemplazo
de las derivadas de cada conjunto de ecuaciones por una
expresión algebraica, traducida a variables de terreno tal
como son las tensiones o desplazamiento y deformaciones,
en puntos discretos del espacio donde las variables son
indefinidas, dentro de los elementos localizados entre los
puntos discretizados.
Por el contrario, la metodología de elementos finitos usa
funciones especificadas para los valores de campo, los
que varían a lo largo de todo el elemento y de una forma
predeterminada.
La secuencia de cálculo utilizada en programas de
diferencias finitas primeramente incluye las ecuaciones
de equilibrio (ecuaciones de movimiento), a partir de las
cuales se obtienen velocidades y desplazamiento en cada
intersección de la malla o nodo, consecuentemente la
utilización de ecuaciones constitutivas, es decir, (relación
- tensión - deformación), genera nuevas tensiones a partir
de las deformaciones, cerrando de esta manera el ciclo.
Operacionalmente los cálculos se repiten hasta que el
equilibrio sea alcanzado.
Los métodos de diferencias finitas y elementos finitos
poseen algunos aspectos principales comunes. Uno de
ellos es la generación de ecuaciones algebraicas por
resolver. Si bien el origen de estas ecuaciones para
ambos métodos es distinto, las ecuaciones de resultados
son idénticas. De allí que las bondades de uno u otro
método no tienen mayor significancia debido a que las
ecuaciones finales son las mismas; entonces, la
utilización de cualquiera de ellos está relacionada con
la operación o trabajo, más que con las ventajas
comparativas de los mismos.
El método de diferencias finitas explícito utilizado por
FLAC (www.itasca.cl), lo hace idealmente apropiado para
modelar problemas geomecánicos que consisten en
varias etapas, tales como excavaciones secuenciales,
cor te y rellenos (Cut and Fill) y cargas de diversas
naturaleza. El método puede aceptar grandes
desplazamientos, deformaciones y comportamiento no
lineal del material, aún cuando el fallamiento abarque
una gran área. (Ver figura 5.1).
El programa trae incorporado el lenguaje de programación
Fish, que permite agregar capacidades de análisis y
procesamiento de los modelos acorde con los
requerimientos específicos de los diversos usuarios.
Figura 5.1: Programa FLAC.
Capítulo 5: Computación Aplicada al Diseño de Excavaciones
79
5.2.2 Método de Elementos Finitos (FEM)
El método de elementos finitos modela el terreno en
forma de malla, donde los elementos son dicretizados
en forma variable interactuando entre puntos llamados
nodos. Cada elemento tiene propiedades individuales,
restringidas a su vez por las condiciones iniciales de
contorno. Una vez definida la malla se aplica la teoría de
elasticidad, con el fin de obtener la matriz que definirá
los movimientos de cada nodo, incluidas las tensiones.
En términos generales, esta metodología es muy parecida
al de las diferencias finitas. Sin embargo, el programa
de elementos finitos combina las matrices elementales
en una matriz de rigidez global, situación que no ocurre
en el método de diferencias finitas. El método de
diferencias finitas utiliza formas de implícitos o explícitos,
Figura 5.2: Programa PHASES
para resolver las ecuaciones algebraicas. En el caso de
los elementos finitos, comúnmente las soluciones son
implícitas de matrices orientadas.
El programa PHASES, es un software para diseño de
excavación y soporte que utiliza elementos finitos en un
modelo elastoplástico 2D para el análisis de diseño de
excavaciones, tanto en superficie como subterráneas y
para su necesidad de soporte. Este programa puede
tener aplicaciones en rocas o suelos y además incluye
el análisis de situaciones conectadas a aguas
subterráneas. También los modelos Cam-Clay y Cam-Clay
Modificado pueden ser usados en aplicaciones de suelo.
El criterio de fractura generalizado de Hoek-Bronw puede
ser usado para el análisis de resistencia de macizos
rocosos. Diferentes sistemas de refuerzo son incluidos
80
en el programa, del mismo modo elementos de soporte
como shotcrete o sistemas de multicapa incluidos los
geotextiles (Ver figura 5.2.).
5.2.3 Método de Elementos Discretos (DEM)
Considera el terreno como un medio discontinuo
representándolo en una malla, donde cada elemento
representa un bloque rígido libre y que se conecta
con otros mediante los puntos de contacto, pudiendo
girar o deslizarse donde la deformación puede ocurrir
en un mayor grado que la de los propios bloques, lo
que no se logra por otro método. Los cálculos son
efectuados por técnicas de soluciones explícitas.
5.2.4 Método de los Elementos de Contorno
Como se ha indicado anteriormente, estos métodos
sólo div iden en elementos los contornos del
problema, es decir las excavaciones, la super ficie
topográfica en el caso de excavaciones someras,
los contactos entre distintos materiales y las juntas
( l as cua les son de f i n i das exp l í c i t amen te ,
considerando el material interior como un medio
continuo e infinito).
Existen tres tipos de métodos de elementos de
contorno: los indirectos, los directos y los métodos
de desplazamiento-discontinuidad. Los dos primeros
son los más impor tantes, caracterizándose los
indirectos en que primeramente buscan unas
tensiones ficticias que satisfagan las condiciones
de contorno. Estas tensiones se utilizan para el
cálculo de las tensiones y desplazamiento finales.
E l m é t o d o d i r e c t o s e b a s a e n q u e l o s
desplazamientos son calculados directamente a
par tir de las condiciones de contorno. El tercero de
los métodos de contorno, se basa en la formulación
de una aber tura en un medio elástico y continuo y
se utiliza para la modelación de juntas.
5.2.5 Métodos Híbridos
Aquí se combinan distintos métodos para adoptar las
ventajas de cada uno, utilizándolos respectivamente en
la zona del material donde puede ser mejor simulado.
Está idea está basada en el hecho de que al perturbar
un material, mediante por ejemplo una excavación
subterránea, éste presenta una zona o campo cercano
a la excavación en la que el material puede presentar
comportamientos complejos, mientras que existe otra
zona alejada de la excavación en la que el
comportamiento es elástico y puede ser simulado por
métodos numéricos más sencillos.
Así, existen programas híbridos que utilizan elementos
finitos o discretos en las proximidades de las
excavaciones, al tiempo que utilizan los elementos de
contorno para discretizar y modelar las zonas alejadas
de la misma.
5.3 CALCULOS EN DOS O TRES DIMENSIONES
Como es conocido, el comportamiento de una excavación
subterránea es básicamente tridimensional en secciones
próximas al frente, debido al efecto cúpula que se produce
en esa zona, efecto que desaparece a medida que la
sección queda más alejada del frente, convir tiéndose
entonces el problema en bidimensional con un efecto
arco o bóveda.
Los cálculos tridimensionales son más precisos, pero
requieren un mayor esfuerzo en la preparación del modelo,
mayor tiempo de cálculo, mayores prestaciones de los
Capítulo 5: Computación Aplicada al Diseño de Excavaciones
81
equipos informáticos y un análisis de resultados más
minucioso, con los que en resumen se añade dificultad
al ya de por sí complejo cálculo.
Al realizar cualquier modelo se deben analizar todas las
condicionantes para elegir un tipo u otro de cálculo, pero
conviene decir que los cálculos bidimensionales son
suficientemente representativos para la mayoría de los
problemas a analizar, descartando intersecciones o cruce
de túneles, entre otros. Las secciones próximas al frente
se pueden analizar mediante cálculos bidimensionales
teniendo en cuenta el efecto cúpula indicado
anteriormente, lo cual se puede hacer bien suponiendo
una relajación de las tensiones iniciales, de manera que
en cada fase del proceso constructivo se disipan un
porcentaje de dichas tensiones iniciales, o bien suponiendo
una disminución de la rigidez del sostenimiento para que
la carga que soporte sea menor. Además de este efecto,
para que el cálculo bidimensional tenga en cuenta todos
los requisitos 3D, se debe obtener el sostenimiento
equivalente de pernos y cerchas, dividiendo las
propiedades no geométricas de los mismos por su
espaciado en el plano perpendicular al de trabajo.
En definitiva, se debe analizar en cada caso cuál es el
método numérico más apropiado a aplicar, además de
decidir si el cálculo se realiza en dos o tres dimensiones,
lo cual en principio no es tarea fácil. En consecuencia,
se puede pensar en que para los cálculos previos y en
terrenos competentes éstos se pueden realizar con algún
programa de métodos híbridos con el fin de acotar el
problema, para posteriormente proceder a los cálculos
definitivos con programas más complejos de diferencias
finitas o elementos finitos en medios continuos y
elementos discretos en medios discontinuos. Los cálculos
en 3D se dejan en la mayoría de los casos para
comprobaciones o para análisis de zonas, como por
ejemplo intersecciones.
5.4 RESUMEN
• Las clasificaciones de macizos rocosos son valiosas
herramientas para definir los sistemas de soporte en
forma preliminar y que finalmente se transforman en
la base para la toma de decisiones de los sistemas
de soporte permanente.
• Las etapas consideradas en el proceso de diseño de
excavaciones son secuenciales y además muy
importantes al evaluar finalmente el comportamiento
del sistema roca-soporte de la excavación, aunque en
muchos casos el monitoreo no siempre es
implementado.
• La óptima definición de los mecanismos de control de
la inestabilidad de las excavaciones resultará en una
buena elección de los parámetros a considerar en los
métodos de análisis y los criterios de aceptabilidad.
• Los métodos numéricos se han transformado en una
herramienta recurrente en los estudios de mecánica
de roca aplicando a situaciones complejas, donde el
campo de esfuerzos in-situ es el controlador de la
estabilidad de las excavaciones.
6.1 CONCEPTUALIDADES DEL REFUERZO
6.1.1 Sopor te y Refuerzo
Los términos Sopor te y Refuerzo son empleados, en
general, en forma similar. Sin embargo, existe una
diferencia sustantiva en como ellos estabilizan la
masa de roca alrededor de una excavación.
Básicamente, el sopor te aplica cargas reactivas en
la super ficie de la excavación utilizando sistemas
tales como marcos, enmaderados, shotcrete, etc.
Por otro lado, el refuerzo pretende mejorar las
propiedades del macizo rocoso mediante la interacción
de los elementos internos y externos del sistema.
6.1.2 Pre-refuerzo y Post-refuerzo
El pre-refuerzo es la colocación de un sistema con la
debida antelación a la creación de la excavación. Por
el contrario, el post-refuerzo es aplicado después de
la creación de la excavación, metodología usual en
la mayoría de los casos de excavación aplicada.
El pre-refuerzo mejora sustancialmente los factores
de seguridad y productividad. Por otro lado, en muchos
casos se utilizan ambos métodos en el proceso de
desarrollo de una excavación.
6.1.3 Pre-tensionado y Post-tensionado
El pre-tensionado es la aplicación de una cierta tensión
al sistema durante su instalación. El pos-tensionado
es la tensión aplicada al sistema después de su
instalación. El pre-tensionado tiene por finalidad evitar
movimientos iniciales de la masa de roca, tratando de
Capítulo 6: Sistema de Refuerzo de Rocas
85
Figura 6.1: Pre y Post Refuerzo en Túneles y Taludes.
A. Túneles
B. Taludes
Pre-refuerzo
Post-refuerzo
86
mantenerlos al mínimo. En condiciones de sobre-
estresamiento este método puede conducir a la falla
del sistema. Del mismo modo, en ambientes de estallido
de rocas es deseable disminuir la transferencia de
carga al elemento de refuerzo.
6.1.4 Refuerzo: Temporal y Permanente
En general, la razón que justifica la excavación y su
vida útil definen la calidad del refuerzo. Para este tema
es importante señalar que las excavaciones en minería
y obras civiles requieren sistemas de refuerzo
diferentes. Por ejemplo, los laboreos que están
destinados a conducir la extracción de un cierto mineral
son hechos en el cuerpo mineralizado. Lo anterior
significa que éstas deben permanecer estables el
tiempo necesario para cumplir el requerimiento de
extracción. Este periodo puede ser de meses en algunos
casos como de años, en otros, dependiendo de si la
excavación cumple una función de ser vicio o de
producción. En cambio, para excavaciones de obras
civiles se requiere un tiempo mucho mas largo de
estabilidad.
Es muy importante definir los sistemas con la debida
antelación, para que éstos se encuentren en la cantidad
y calidad en el momento apropiado y su instalación se
realice de acuerdo con normas y procedimientos. Cabe
destacar que muchos de estos sistemas fallan debido
a su precaria condición de instalación y a la falta de
control.
Algunos ingenieros les conceden un orden de prioridad
a los sistemas, dependiendo del momento en que
éstos son instalados. Por otro lado, les conceden una
orden de prioridad en función de los roles que
desempeña cada uno de los sistemas instalados. Así,
puede haber un sistema cuyo objetivo sea mantener
la estabilidad total; en cambio, otros sistemas sólo
pretenden mantener las estabilidades de algunos
bloques, y en algunos casos solo cumplen la función
de retención de desmoronamientos menores.
6.2 TIPOS DE REFUERZO
La mayoría de las excavaciones subterráneas son
realizadas para cumplir un rol impor tante tanto, en
Obras Civiles como en proyectos de Minería. Las
técnicas empleadas, en general, incluyen sofisticados
sistemas mayores de anclajes de suelos o rocas
(Ground Anchors), sistemas de cable (Cable Bolts) y
pernos (Rock Bolts). Básicamente, se logra la
estabilidad de la excavación construida en suelo o
roca mediante la instalación de elementos
estructurales en el interior de su masa.
Las diferencias entre estas técnicas están asociadas
al tamaño y a los estándares del propio diseño e
instalación. Las técnicas de anclaje mayores de
suelo o rocas, tienden a tener mayor longitud y una
mayor capacidad de refuerzo; el sistema de pernos
es el de menor longitud y de menor capacidad entre
los tres sistemas considerados; y el sistema de
cable está localizado para controlar problemas bajo
condiciones intermedias entre los dos sistemas
anteriores. El sistema mayor de anclaje de terreno,
es empleado más bien para solucionar problemas
de estabilidad en proyectos de ingeniería civil y en
longitudes mayores a 10 m. Sin embargo, también
son usados en excavaciones especiales de minería
subterránea, tales como subestaciones (chancado,
eléctricas, de drenaje, plantas metalúrgicas, etc.),
mientras que la técnica de cables es usada en la
industria minera para longitudes de 3 hasta 12 m,
y en casos especiales, para más de 20 m. En tanto,
el sistema de pernos es uti l izado en ambas
Capítulo 6: Sistema de Refuerzo de Rocas
87
procedimientos serios, tomando en cuenta tanto la
geometría de las discontinuidades y las fuerzas como
los desplazamientos que pueden ocurrir.
Así han aparecido reglas, car tas, procedimientos y
esquemas de clasificación de masas de roca (Bar ton
et al., 1974, Bieniawski, 1976). En general, son
procedimientos simples, rápidos, muy populares y de
alguna forma se puede decir que han sido exitosos.
6.3 ACCION DEL REFUERZO
En la mayoría de los ar tículos, los comentarios
principalmente se refieren a que los elementos de
refuerzo tratan de entregar fuerzas adicionales y
controlar los desplazamientos en materiales de suelos
o rocas; sin embargo, bajo un esfuerzo excesivo
comienza a manifestarse la propagación de
dislocaciones o discontinuidades a escala macro o
micro. Para evitar esto, el sistema de refuerzo debe
transferir carga desde un lado a otro de una
discontinuidad. El nivel de reacción y deformación
ingenierías, pero para solucionar, en general,
problemas cuyas longitudes sean iguales o menores
a 3 m. Las diferencias entre estos tres sistemas varia
considerablemente, debido a la existencia en el
mercado de una gran cantidad de opciones, tanto en
sus componentes básicos, como en las metodologías
de instalación, que pueden satisfacer de la misma
manera una gran cantidad de problemas de estabilidad,
a pesar de las cada vez más difíciles condiciones
geotécnicas donde se están construyendo estas
excavaciones hoy día.
La utilización de una extensión libre y otra par te
anclada en suelo o roca en el sistema de anclaje
mayor, comenzó en Europa (Alemania y Francia) en la
década del 50. Las cargas de trabajo en estos
sistemas pueden llegar a alcanzar entre 600 y 800
kN (dependiendo de la técnica usada, ya sea de
inyección o de compactación).
En Australia se han alcanzado hasta 1.200 kN, con
longitudes sobre los 120 m.
Los sistemas de pernos y cables se usan para
solucionar problemas de estabilidad local, alrededor
de una excavación construida en macizo rocoso
fracturado o en el que se espera un cier to grado de
fractura, producto de los esfuerzos inducidos por la
propia construcción. Estos sistemas actúan para dar
respuesta al principal fenómeno de falla que se presenta
en los desplazamientos y rotaciones de los bloques
pre-formados, producto de las discontinuidades en
cualquiera de sus tipos que aparecen en el macizo
rocoso. La relación entre capacidad y longitud de los
tres sistemas, es diferenciada y se muestra en la
figura 6.2.
El diseño de refuerzo de rocas es un problema
complejo que debe realizarse bajo normas y
Figura 6.2: Relación entre capacidad y longitud de refuerzo de los tres sistemas.
ANCLAJES MAYORES
CABLES
PERNOS
Longitud de Refuerzo
Cap
acid
ad d
e R
efue
rzo
88
que experimenta el sistema depende de sus
características esfuerzo-deformación y de la rigidez
del enlace entre cualquiera de los lados de la
discontinuidad. De lo anterior se puede inferir que
los requisitos necesarios para un sistema son:
1.Capacidad de fuerza suficiente para satisfacer la
demanda de inestabilidad.
2.Capacidad de desplazamiento para satisfacer la
demanda de inestabilidad.
3.Una respuesta del conjunto para lograr el equilibrio.
El desarrollo de los sistemas de pernos y cables
tienden a dar énfasis a la rigidez para enfrentar
diferentes ambientes geomecánicos.
Existen diferentes conceptos de refuerzo de roca, los
cuales dependen de las teorías que han sido aplicadas
para calcular el refuerzo requerido. El concepto central,
encontrado en la mayoría de todas estas teorías, es
el fortalecimiento del macizo rocoso. En otras palabras,
el refuerzo se usa para mejorar la habilidad de la
roca para ser autosopor tada. Uno de los principales
propósitos del refuerzo es prevenir que se produzcan
fallas progresivas a lo largo de las discontinuidades
que poseen menor resistencia que la matriz de roca,
de tal manera que la roca se autosopor te debido al
mejoramiento de esta resistencia.
La roca in-situ puede ser definida como una compleja
estructura de bloques discretos o fragmentos unidos
o débilmente unidos por un elemento cementante.
En la mayoría de las aplicaciones de ingeniería civil
o de proyectos mineros, la resistencia del material
de la roca intacta entre discontinuidades es
relativamente alta en comparación al esfuerzo
esperado, exceptuando condiciones de altos esfuerzos
como ocurre en túneles construidos a muy alta
profundidad y, en otros casos, en regiones de alta
actividad tectónica, como es el territorio chileno. Se
puede decir que la deformación de rocas es
generalmente controlada por las discontinuidades,
las que pueden ser: zonas de cizalla, fallas geológicas,
planos de estratos, diaclasas, entre otras.
La relajación y la deformación progresiva pueden originar
un colapso de una porción de la estructura de roca en
los casos en que esfuerzos de corte, a lo largo de las
discontinuidades, constituyen tan sólo una fracción de
la resistencia al cor te del macizo rocoso in-situ. En
macizos rocosos fracturados, numerosos factores
determinan la naturaleza y extensión de la deformación
de la masa de roca, a saber:
1.La resistencia, grado de deformación, orientación
y frecuencia de las discontinuidades.
2.El tamaño, forma y orientación de la excavación
con respecto a las discontinuidades.
3.El método de excavación.
4.El estado de esfuerzos en el macizo rocoso
circundante de la excavación.
5.La resistencia de la roca intacta.
El refuer zo previene o limita la deformación y
dilatación de la roca que puede colapsar. La
resistencia de la roca se mantiene o se mejora al
aplicar un sistema de refuerzo. Una mayor explicación
dice que el refuerzo entrega una mayor resistencia
a la tensión, cor te y fricción a lo largo de las
discontinuidades. Al respecto, esto es similar al
refuer zo diagonal de estructuras de concreto
reforzado. La primera razón es que el refuerzo entrega
una inmediata restr icción, la que reduce la
deformación, logrando una estabilización opor tuna
o temprana de la excavación. La resistencia al cor te
de las discontinuidades, en general, es menor
después de que se produzca un deslizamiento entre
discontinuidades o separación entre las paredes.
Por esta razón, el refuerzo debe ser instalado tan
pronto cuando la excavación haya sido construida.
componente de estos sistemas, debe ser considerada
por ser la par te principal hacia donde convergen
estas cargas. La f igura 6.3 muestra estos
componentes y la interacción entre ellos.
Componentes Interacciones
0 La roca 0-2
1 El perno SAFEROCK® 1-2
2 Elemento de adherencia
(lechada de cemento ó resina) 1-3
3 Tuerca SAFEROCK®-planchuela 3-0
4 Planchuela 4-0
El compor tamiento del sistema está definido por la
interacción de esos cinco componentes.
a)La roca interactúa con los elementos internos y
externos del sistema.
b)E l perno SAFEROCK® in teractúa con los
componentes internos y externos del sistema.
c)Los componentes internos interactúan con la roca
y el elemento principal.
d)Los componentes externos interactúan con la roca
y el elemento principal.
Capítulo 6: Sistema de Refuerzo de Rocas
89
Como ocur re en el diseño de estructuras, los
parámetros usuales son determinados no sólo por
los procedimientos de diseño que se encuentren
disponibles, sino también por los antecedentes de
experiencias y reglas empíricas apropiadas.
Los elementos de refuerzo deben estar dotados de
resistencia a la corrosión cuando son utilizados en
ambientes húmedos y con elementos químicos
corrosivos. El elemento base de estos sistemas puede
ser adherido permanentemente a la masa de roca
mediante lechadas de cemento o resinas.
El refuerzo de rocas juega un rol impor tante en el
mantenimiento y aseguramiento de la estabilidad en
la mayoría de las excavaciones de ingeniería civil y
de minería. El amplio rango de formas y dimensiones
de estas excavaciones se realiza, del mismo modo,
en un variado rango geomecánico. Todo este ambiente
produce como resultado una amplia gama de
mecan ismos de de fo r mac ión de la r oca .
Afor tunadamente, existe una gran variedad de
sistemas de refuerzo en el mercado. Los países que
tienen una avanzada tecnología en estos sistemas
han desarrollado una gran cantidad de excelentes
documentos, pero, por otro lado, estos resultados no
pueden ser aplicados a todos los sistemas de
refuerzos, ni menos aún en todas las excavaciones,
debido principalmente a que las condiciones varían
de sitio en sitio.
6.4 COMPONENTES DEL SISTEMA DE REFUERZO
SAFEROCK®
Un sistema de refuerzo comprende al menos cuatro
componentes principales y, por supuesto, coexistirán
diversos modos de transferencia de carga entre
estos elementos. Aunque la masa de roca no es un
Figura 6.3: Representación conceptual del sistema de refuerzo SAFEROCK®
90
6.5 CLASIFICACION DEL SISTEMA DE REFUERZO
SAFEROCK®
La reacción del sistema de refuerzo está determinada
por la sumatoria de los comportamientos de cada uno
de los componentes principales y su múltiple
interacción. El modelo de este sistema mecánico debe
mostrar la "per formance", y desde allí predecir cual
de los componentes debe ser optimizado. El sistema
de refuerzo con pernos SAFEROCK® grauteados, se
clasifica como un sistema CMC ó "Continuously
Mechanically Coupled" (Sistema de Acoplamiento
Mecánico Continuo). Para claridad y diferenciación, en
el gráfico 6.1 se muestra, además, el comportamiento
de los sistemas DMFC, "Discretely Mechanically or
Frictionally Coupled" (Acoplamiento Mecánico o
Friccional Discreto) y el CFC "Continuously Frictionally
Coupled (Sistema de Acoplamiento Friccional Continuo).
Las figuras 6.4a y 6.4b representan los sistemas
CMC y CFC, respectivamente.
6.5.1 El sistema CMC
El sistema de refuerzo con pernos SAFEROCK®,
depende potencialmente del componente interno que
ocupa el área anular entre el elemento y la pared del
barreno. Se utiliza generalmente lechada de cemento,
lo cual requiere un cier to tiempo antes de que el
elemento pueda entrar en servicio. Este periodo puede
variar desde unos pocos segundos hasta algunos
días, dependiendo del tipo de lechada y de sus
componentes. Otro elemento usado son las resinas.
La función de la lechada o resina es proporcionar
un mecanismo de transferencia de carga entre la
roca y el elemento de refuerzo. El perno SAFEROCK®
posee una geometría tal, cuya variación proporciona
una inter ferencia geométrica entre el elemento y la
lechada. Cuando esta inter ferencia geométrica se
extiende a lo largo del elemento, lo denominamos
acoplamiento mecánico continuo.
La interacción entre el macizo rocoso y los sistemas
de refuerzo es muy compleja. Esto debido a las
variables naturales y a los complicados mecanismos
de falla de la masa rocosa y a la mecánica de
transferencia de carga, entre el sistema de refuerzo
y la masa de roca.
Gráfico 6.1:Comportamiento de los tres tipos de refuerzo (CMC, DMFC y CFC).
Fuer
za (F
)
CMC
DMFC
CFC
Capítulo 6: Sistema de Refuerzo de Rocas
91
Figura 6.4a: Sistema CMC SAFEROCK® Figura 6.4b: Sistema CFC
6.5.2 Elemento Externo Perno- Tuerca SAFEROCK®
(1-3)
Existen tres opciones básicas del elemento externo
de fijación y que son comunes a toda clase de sistema
de refuerzo: acoplamiento integral, mecánico y friccional.
El acoplamiento externo mecánico para los pernos
SAFEROCK® diseñados y fabricados por Gerdau AZA
en 22 mm de diámetro, lo constituye una rosca o
tuerca para desplazarse sobre los hilos del perno.
En la sección 6.6.3, se presentan los resultados
resumidos del cálculo analítico del compor tamiento
perno-tuerca SAFEROCK® (Ver figura 6.5). Figura 6.5: Perno SAFEROCK® de 22 mm.
92
6.6 COMPORTAMIENTO DEL SISTEMA DE REFUERZO
PERNO-TUERCA SAFEROCK®
Para conocer el comportamiento del sistema de refuerzo
con pernos y tuercas SAFEROCK®, se han realizado
estudios analíticos, empleando herramientas de elementos
finitos, para observar los niveles de esfuerzos que es
capaz de resistir y las deformaciones que se producen al
aplicar 12 toneladas a la barra SAFEROCK® (117.600
Newton) para minería. En el análisis, se consideraron
cargas en el ensamblaje del perno con la rosca de la
tuerca y perno empotrado en su base, simulando la acción
de carga que la tuerca ejerce sobre él.
6.6.1 Comportamiento del Perno SAFEROCK®
Tipo de Análisis: Análisis de tensiones estáticas, para las
propiedades mecánicas del material que se muestran en
la tabla 6.1.
Como se puede apreciar en la figura 6.6 de la barra, los
resultados de los esfuerzos de Von Mises tienen un valor
máximo de 781 MPa y un valor máximo en la rosca de
400 MPa. Las propiedades del acero Gerdau AZA
A440-280 utilizado en la fabricación del perno SAFEROCK®
son: resistencia a la tracción igual a 440 MPa, y tensión
de fluencia de 280 MPa. Para este material, los valores
promedios obtenidos en la simulación bordean el límite
de fluencia.
La figura 6.7 muestra los desplazamientos en sentido
longitudinal, que indican un máximo de 71 µm.
Figura 6.6: Esfuerzos de Von Mises.
Figura 6.7: Desplazamientos.
Capítulo 6: Sistema de Refuerzo de Rocas
93
La geometría de la rosca del perno SAFEROCK®,
tiene mayor super ficie de apoyo debido a su diseño,
y la menor holgura que tiene respecto al perno
tradicional, que impide que la unión perno-tuerca se
suelte, cuando es aplicada la carga, aún cuando se
produce un angostamiento de la barra. Sin embargo,
se debe tomar en consideración la deformación por
aplastamiento en la super ficie de la rosca.
Otra característica del compor tamiento del sistema
perno-tuerca SAFEROCK® que al estar bajo cargas
de trabajo, es que en el extremo libre de la unión
perno-tuerca, se produce curvatura de la barra.
Este estudio utilizó simulaciones mediante elementos
finitos de los esfuerzos y deformaciones que se
ejercen al aplicar 12 toneladas a la tuerca usada
como elemento de unión. El modelo analizado
corresponde a su comportamiento estático. La tuerca
SAFEROCK® en estudio es de fundición nodular dúctil
ASTM A536, que funciona como elemento de unión
con el perno SAFEROCK® de 22 mm de diámetro
(Ver figuras 6.8 y 6.9).
En el modelo se supone la aplicación de carga en
el ensamblaje perno-tuerca. En este modelo, la tuerca
se considera con movimiento restringido en su par te
externa (super ficie externa) y la carga se distribuye
en todas las roscas en contacto.
6.6.2 Compor tamiento de la Tuerca SAFEROCK®
Tipo de Análisis: Análisis de tensiones estáticas,
para las propiedades mecánicas del material que se
muestran en la tabla 6.2.
Figura 6.8: Tuerca SAFEROCK® de fundición nodular.
Figura 6.9: Ensamblaje Perno-Tuerca SAFEROCK®.
94
Como se puede apreciar en la figura 6.10, los resultados
de los esfuerzos de Von Mises para el comportamiento
de la tuerca SAFEROCK® tienen un valor máximo de 350
MPa, y en la rosca un valor máximo de 280 MPa.
Las propiedades de la fundición nodular (dúctil) ASTM
A536 utilizada en la fabricación de la tuerca SAFEROCK®
son: resistencia última a la tracción igual a 457 MPa y
tensión de fluencia de 320 MPa.
Uno de los valores obtenidos mediante ensayo
(tensión de fluencia) es mayor que los parámetros
que tenemos según el tipo de material, pero debemos
considerar que los máximos se producirán solo en
zonas puntuales, por lo que este valor no representa
el compor tamiento completo de la tuerca. Por esto,
concluimos que un valor medio será más apropiado
para medir el compor tamiento general de la tuerca;
en este caso, nuestro valor medio es de 245 MPa,
siendo menor que el límite de fluencia del material.
Los desplazamientos en sentido longitudinal indican un
máximo de 7,4 µm, dada la geometría de la rosca de la
tuerca que tiene mayor superficie de apoyo y la disminución
de la holgura, lo que impide que la unión perno-tuerca
se suelte a pesar de que se produce un angostamiento
de la tuerca. (Ver figura 6.11).
Sin embargo, se debe tomar en consideración la
deformación por aplastamiento en la super ficie de la
rosca.
Figura 6.10: Esfuerzos de Von Mises - Tuerca SAFEROCK®.
Figura 6.11: Desplazamiento de la Tuerca SAFEROCK®.
Capítulo 6: Sistema de Refuerzo de Rocas
95
Figura 6.12: Ensamblaje Tuerca Rosca.
96
Figura 6.13b: Planchuela lisa.
Figura 6.13a: Planchuela deformada.
Gráfico 6.2
Comportamiento de la deformación de la planchuela
90
180
00 5 10 15 20 3525 30
30
60
120
150
Deformación (mm)
Car
ga (
kN)
Capítulo 6: Sistema de Refuerzo de Rocas
97
6.8 LECHADA COMO ELEMENTO DE ADHERENCIA
EN SISTEMA DE REFUERZO
Las lechadas de cemento son usadas en conjunto con
varios sistemas de refuerzo. Estos sistemas de refuerzo
requieren un rango de propiedades físicas y mecánicas,
tanto para la pasta de cemento fresca para ser ubicada
eficientemente, como para la pasta de cemento
endurecida, para obtener un rendimiento efectivo del
refuerzo.
Se ha establecido que el refuerzo para estabilizar rocas
alrededor de las excavaciones, puede ser considerado
como un sistema de componentes individuales (Windsor,
1997). El rendimiento global del sistema de refuerzo
es controlado por el comportamiento de los componentes
individuales y la interacción entre ellos.
También se puede considerar que la instalación del
refuerzo es un sistema de procesos individuales que
tienen interacciones entre ellos. Estos procesos de
instalación, individuales y colectivos, controlan la calidad
global del sistema de refuerzo y su rendimiento
subsiguiente.
La discusión de los procedimientos que se aplican
generalmente a todos los sistemas de refuerzo, es
particularmente relevante para los sistemas de refuerzo,
los cuales dependen total o parcialmente de las lechadas
de cemento para proveer transferencia de carga entre el
elemento de refuerzo y la roca y para dar protección extra
a los efectos de la corrosión. La lechada de cemento en
ambos estados, pulpa y endurecido, es un material
complejo con un amplio rango de propiedades, los cuales
dependen de los constituyentes y de la proporción relativa
usada durante la mezcla. Estas propiedades impactan
directamente en la elección del equipo usado para el
mezclado y colocación dentro del barreno y en el
rendimiento resultante del sistema de refuerzo.
En las siguientes secciones se presenta la información
básica, junto con algunas consideraciones teóricas
asociadas a propiedades físicas y mecánicas de la
lechada de cemento. La mayor parte de la información
se deriva de experiencias en el concreto (Taylor 1997)
y la industria de inyección de rocas (Houlsby, 1990), pero
puede ser usada para explicar algunos de los
comportamientos observados de la lechada de cemento
asociada a aplicaciones de refuerzo. Esta información
puede también ser usada en el diseño de la mezcla para
un sistema de refuerzo dado, equipos comunes y
procedimiento de instalación.
6.8.1 Lechada de Cemento
Las lechadas de cemento son usadas para fijar los
elementos internos en la mayor parte de los sistemas
de refuerzo; por ejemplo, un barreno puede ser rellenado
con lechada antes de introducir una barra SAFEROCK®.
Alternativamente, permite que la barra pueda ser
ubicada primeramente en el barreno antes de que la
lechada sea bombeada. En estos dos casos, las
propiedades físicas de la lechada de cemento deben
ser diferentes para permitir una ubicación efectiva del
refuerzo dentro del barreno. Las propiedades de la
lechada pueden definir el equipo de mezclado y bombeo
que se requiere. Desafor tunadamente, en muchos
casos la mezcla de cemento está basada en los equipos
disponibles y no en los requerimientos de diseño del
sistema de refuerzo.
Las lechadas de cemento más simples se forman por
la mezcla de polvo de cemento con agua para formar
una pasta (pulpa). Las propiedades físicas y mecánicas
de la pasta dependen de las propiedades del polvo de
cemento, del volumen de agua agregado y de las
condiciones bajo las cuales la pasta de cemento es
colocada y endurecida.
Capítulo 6: Sistema de Refuerzo de Rocas
Figura 6.14a: Comportamiento Hidráulico Newtoniano.
Capítulo 6: Sistema de Refuerzo de Rocas
Figura 6.14b: Comportamiento Hidráulico Pseudoplástico.
Figura 6.14c: Comportamiento Hidráulico Plástico.
Capítulo 7: Respuesta del Sistema Refuerzo - Roca
105
7.1 CONCEPTOS FUNDAMENTALES
7.1.1 Principios Importantes
Los aspectos fundamentales para la comprensión del
comportamiento del sistema de refuerzo, de la acción
de las diferentes piezas que lo forman y su efecto en la
estabilidad de la excavación, son el concepto de
transferencia de carga y los componentes principales del
sistema de reforzamiento. (Ver figura 6.3, capítulo 6
Sistema de Refuerzo de Rocas).
• Movimiento de roca que transfiere carga desde roca
inestable al elemento de refuerzo.
• Transferencia de carga a través del elemento de
refuerzo desde una región inestable (externa) a una
región estable (interna).
• Transferencia de carga del elemento de refuerzo a un
Figura 7.1a: Transferencia de carga en sistema de refuerzo con pernos SAFEROCK®.
Figura 7.1b: Transferencia de carga en refuerzo tipo anclaje.
macizo rocoso estable. (Ver figuras 7.1a y b).
Aspectos a considerar:
a)Elemento de refuerzo.
b)El largo, debe ser lo preciso para terminar en una
región estable.
c)La transferencia de carga entre los elementos y la
roca debe cumplir este requisito: que la capacidad de
los elementos sea al menos igual a la demanda dada
por el volumen inestable.
El refuerzo ha sido ampliamente usado tanto en roca
masiva en expansión continua como en roca fracturada;
en esta última, el sistema trabaja con el fin de entregar
tensión y resistencia al cor te adicional a las
discontinuidades. La figura 7.2 muestra la deformación
típica de un sistema de refuerzo con pernos SAFEROCK®,
tanto en roca masiva como en roca fracturada.
106
7.2 INTERACCION (0-2) EN LA INTERFASE
ROCA/LECHADA (GROUTING)
Esta interfase comprende la pared del barreno y la lechada
y depende de un aspecto importante, como es la adherencia
alcanzada entre la roca y la lechada, la que es dependiente
de la compatibilidad química y de agentes contaminantes.
El entrelazado mecánico de esta componente está
determinado por la rugosidad tanto longitudinal como
perimetral de la pared del barreno; y, además, la resistencia
y deformación tanto de la roca como de la lechada y los
esfuerzos radiales de la inter fase. (Ver figura 6.3 del
capítulo 6).
La componente de fricción es determinada por el coeficiente
de fricción entre el material y el esfuerzo radial a través de
la interfase. El estado de esfuerzo radial afecta indistintamente
a las componentes mecánicas y de fricción. Es influenciado
además, por el confinamiento o deformación del barreno
como reacción a la dilatación de la lechada y puede ser
igualmente afectado por los cambios en el estado de
esfuerzos de la masa rocosa alrededor del barreno y como
consecuencia del proceso de curado de la lechada.
7.2.1 Efecto del Cambio de Esfuerzo
en la Adherencia de la Lechada
Varios estudios han concluido que el cambio de esfuerzos
en los alrededores de una excavación, es decir en la
masa de roca, puede afectar en forma importante la
adherencia del elemento de refuerzo en las interfases
del sistema. De lo anterior se desprende que el incremento
de los esfuerzos provoca un incremento en la resistencia
de la adherencia, hasta un límite en que estos esfuerzos
no superen la resistencia a la compresión de la lechada
ya endurecida. Por otro lado un decrecimiento en el nivel
de esfuerzo puede reducir la resistencia. Para casos de
rocas de mala calidad este decrecimiento de esfuerzo
puede llevar la resistencia a niveles críticos o nulos.
Si se analiza el proceso de instalación de un sistema de
reforzamiento, se parte de la base que el barreno es
perforado en una roca estresada, por lo que las paredes
de barreno se deforman hacia su interior, inmediatamente
como avanza la perforación.
Después de realizar la per foración las paredes son
radialmente destresadas. Bajo estas condiciones el
elemento del sistema de refuerzo es instalado. Este
sistema puede estar por un periodo largo bajo estas
condiciones, pero así como avanza el minado, o se crean
nuevas excavaciones cercanas al punto de instalación,
se genera un cambio de esfuerzo.
En un incremento de esfuerzo se produce una contracción
del barreno, y durante una reducción de los esfuerzos
Figura 7.2: Deformación típica de un sistema de refuerzo con pernos SAFEROCK®.
Ecml
Capítulo 7: Respuesta del Sistema Refuerzo - Roca
107
ocurrirá una expansión del barreno, en general ocurren
desplazamientos radiales.
Como la lechada endurecida forma parte del sistema de
refuerzo, la inter faz elemento de refuerzo - lechada
también es alterada.
Como se ha dicho, un incremento de los esfuerzos genera
una contracción del barreno y por lo tanto una compresión
en la lechada endurecida, aumentando la presión en la
interfase elemento - lechada, traduciéndose finalmente
en un incremento de la resistencia última de adherencia.
Un decrecimiento de los esfuerzos en la masa rocosa
resulta en una expansión del barreno, es decir, la roca
se relaja. Como resultado de este fenómeno, la lechada
endurecida puede llegar a separarse del elemento de
soporte o de las paredes del barreno. La relajación o
decrecimiento de la presión en las interfases genera por
lo tanto una reducción en la resistencia de adherencia.
Un ejemplo se visualiza en la figura 7.3, donde la sección
de la galería inicial es ampliada, provocando un
destresamiento en el techo. Otro ejemplo común es la
pared de la pendiente después de iniciada la explotación
de una cámara, esto ocurre principalmente en su parte
baja. En los puntos de extracción de sistemas de
explotación, que generan grandes cámaras vacías o
hundimiento de las mismas, la visera formada queda en
condición propensa a que el sistema de refuerzo falle,
este puede ser una combinación de cables y pernos. (Ver
figuras 7.4a y b, y 7.5a y b).
108
ZonaRelajada
ZonaRelajada
Capítulo 7: Respuesta del Sistema Refuerzo - Roca
109
110
Capítulo 7: Respuesta del Sistema Refuerzo - Roca
111
La interfase envuelta en la transferencia de carga a través
de una superficie relativamente rugosa y suave para un
elemento de refuerzo friccionalmente acoplado es una sola.
En ambos casos la fuerza axial en el refuerzo puede ser
transferida a un número de interfases a la roca o viceversa.
En el caso de SAFEROCK®, hay dos interfases mayores y el
nivel de fuerza transferida depende de:
1.La resistencia del refuerzo
2.La resistencia al corte de la interfase refuerzo-lechada
3.La resistencia al corte de la lechada
4.La resistencia al corte de la interfase lechada-roca
5.La resistencia de la roca
En el caso friccionalmente acoplado, existe solamente
una inter fase y el nivel de transferencia de fuerzas
depende de:
1.La resistencia del refuerzo
2.La resistencia al corte de la interfase refuerzo-roca
3.La resistencia de la roca
En cada uno de los casos de resistencia al corte de las
inter fases, probablemente la mayoría controlará la
capacidad de transferencia de carga. Todas las interfases
son caracterizadas por "zonas de interfases" que tienen
la potencia de suavizar la transferencia de carga. Las
zonas de inter fases se han coloreado en cada una de
las figuras; básicamente se representan zonas de
degradación del material o contaminación, lo cual puede
permitir un relativo deslizamiento en ó entre las zonas.
La posible opción de ingeniería de mejorar en forma
prematura este desplazamiento incluye:
1.Incrementar el área de la superficie de la interfase
2.Incrementar el entrelazado mecánico a través de la
interfase
3.Reducir la contaminación de la interfase
4.Incrementar la resistencia de cada material en la
interfase
por lo que se podría considerar mecánicamente acoplada.
En términos de la macro-mecánica, las superficies podrían
ser consideradas relativamente suaves y puramente
friccionales. Consecuentemente, el comportamiento de
transferencia de las interfases es controlado por la rugosidad
y entonces dependen de su correspondiente escala.
Las interfases que intervienen en la transferencia de cargas
a través de una superficie relativamente rugosa y suave
para un elemento de refuerzo con pernos SAFEROCK®
acoplado se muestran en la figuras 7.7a y 7.7b siguientes.
112
7.5 MODOS DE FALLA BAJO CARGA AXIAL DEL
SISTEMA SAFEROCK®
La carga es transferida entre dos zonas separadas de
masa rocosa a través de la tensión aplicada al perno.
Las interfases perno-lechada-roca deben también soportar
esta transferencia de carga. De este modo pueden ocurrir
al menos cinco modos de falla:
A)ruptura del perno SAFEROCK®.
B)falla en la interfase perno-lechada.
C)falla en la columna de lechada.
D)falla en la interfase lechada-roca.
E)falla en los alrededores de la perforación.
El primer caso (A) de ruptura ocurre si la carga actuante
al corte, sobre la superficie del perno empotrado excede
la capacidad máxima del perno. El segundo caso (B)
ocurre cuando hay inadecuada resistencia al corte o
resistencia de adherencia en la interfase perno-lechada;
tal es el caso cuando el perno que es usado es del tipo
liso. El tercer caso (C) ocurre cuando existen fallas de
dosificación o mala operación de la inyección de la lechada,
dejando zonas no cubiertas; por lo tanto, constituyen
planos de debilidades o de ruptura. Los dos últimos casos
(D y E), normalmente ocurren cuando las rocas son débiles
o de mala calidad, mejorando este problema por medio
del cambio de diseño del perno (destrenzado). Todas las
fallas anteriores pueden producirse en condiciones de
estallido de rocas. (Ver figura 7.8).
Figura 7.8: Diversos modos de fallas en pernos SAFEROCK® bajo carga axial.
A B C ED
Capítulo 8: Evaluación del Sistema de Refuerzo
115
8.1 REFUERZO DE ROCA INTACTA
Se puede pensar que el uso de refuerzo es solo en
macizos rocosos discontinuos con el fin de prevenir
desplazamientos discretos de bloques. Sin embargo,
el uso de refuerzo es beneficioso, especialmente con
respecto a un proceso de falla frágil, debido al
confinamiento adicional, controlando de esta manera
en forma efectiva los desplazamientos y reduciendo
el fenómeno de expansión o dilatación del macizo
rocoso.
8.2 REFUERZO EN ROCA FRACTURADA
El modo de acción del refuerzo en un medio discontinuo
es diferente, porque no sólo pretende un mejoramiento
en las propiedades estructurales de la roca, sino
también evitar grandes desplazamientos de bloques
completos.
Dos de los más impor tantes factores son: la
factibilidad cinética (el hecho de que los bloques
están libres al movimiento, dada la situación
geométrica de las áreas expuestas en el macizo
rocoso de la excavación) y el carácter del refuerzo
(cantidad, longitud y orientación).
Un caso simple de refuerzo de un material discontinuo
es el de un bloque reforzado mediante un anclaje de
tensión sobre una super ficie de roca. El anclaje debe
estar instalado de tal manera que el bloque y la roca
ubicada abajo actúen como un continuo, de modo que
el movimiento del bloque se inhiba. Sin el perno, el
mecanismo básico indica que el bloque se deslizará
siempre que el ángulo exceda el ángulo de fricción de
la superficie de roca (para una superficie sin cohesión).
Este es el primer criterio para indicar la potencialidad
de falla.
Considerando ahora el largo y el diámetro del perno,
éstos deben proporcionar una resistencia de adherencia
en las interfases lechada - perno y roca - lechadas tales
que sean capaces de sostener la tensión necesaria en
el perno, el cual dependerá del grado de fractura del
macizo rocoso. Además, el diámetro del perno también
se puede determinar sobre la base de la resistencia a
la tensión del material del perno.
Figura 8.1: Refuerzo en roca altamente fracturada.
Ejemplo 1: Un túnel circular está siendo excavado en
un macizo rocoso bloqueado (fracturado) utilizando
perforación y voladura (ver figura 8.2). Existe una zona
de excavación perturbada (Excavation Disturbed Zone
EDZ), alrededor del túnel excavado (definida sobre la
base de una zona de disturbio por voladura donde
existen bloques sueltos, los que pueden fallar
deslizándose o cayendo por efecto de la gravedad). La
EDZ se extiende aproximadamente 0,75 m hacia el
interior del macizo rocoso desde la super ficie de
excavación. ¿Qué presión de refuerzo se requiere en
la corona para estabilizar los bloques sueltos de la
EDZ, dado un fr (peso unitario de la roca) de 25 kN/m3?
116
Entonces, el área de techo por cada perno es de 8 m2.
Con respecto a la orientación del perno y la tensión, no
siempre el ángulo del perno puede ser orientado con
óptimo efecto. Si recordamos, la orientación óptima es
aquella donde el perno tiene la mínima tensión; entonces
el ángulo entre el perno y la superficie inclinada es igual
al ángulo de fricción entre el bloque y esa super ficie
inclinada.
El diseño de refuerzo de excavaciones, usualmente
requiere asumir ciertas simplificaciones que serán de
mucha importancia en la entrega de una solución a este
tipo de problemas. Tal como se ha expresado en las
secciones anteriores, la "teoría de bloque" se ha
transformado es una herramienta muy útil. Esta se basa
Capítulo 8: Evaluación del Sistema de Refuerzo
Las tecnologías más apropiadas para enfrentar este tipo
de inestabilidades, están asociadas al uso de elementos
estructurales insertos y adheridos a la masa de roca,
tales como los pernos SAFEROCK® y en algunos casos
donde la excavación ha generado un área de inestabilidad
mayor, pueden ser usados cables cementados. La etapa
más crítica en un diseño de refuerzo es la evaluación
respuesta de la excavación, tales como deformaciones
debido a los esfuerzos inducidos y/o fallas de bloques
por gravedad o deslizamientos. En general, la estructura
de la masa de roca es la que controla el tipo de
comportamiento o los mecanismos de falla que pueden
ocurrir. Cuando la condición estructural es importante,
es decir, cuando la masa de roca se encuentra altamente
fracturada, puede ocurrir una respuesta del tipo discontinuo
y los bloques de roca pueden moverse hacia la excavación,
generando de esta manera una condición potencial de
riesgo, pudiendo inclusive ocurrir el desmoronamiento
parcial o total de la excavación. (Ver figura 8.4).
en una aproximación racional, que complementada con
el diseño de refuerzo para bloques potencialmente
inestables, forman un principio teórico sólido.
8.3 DISEÑO DE REFUERZO
El diagrama 8.1 muestra un esquema de diseño apropiado
para la incorporación de los procesos y condiciones bajo
las cuales se encuentra una excavación dada. Esta propuesta
indica que una excavación sin refuerzo es inestable bajo
las condiciones con que está construida, necesita un
rediseño para lograr una estabilidad adecuada al propósito
para la cual fue hecha, por lo cual se debe considerar si se
trata de una excavación de corta o larga vida útil. Si las
necesidades de su construcción no permiten su rediseño,
se debe proponer un esquema de refuerzo, el que debe ser
evaluado para su aceptación o bien, proceder a sus
modificaciones con el fin de optimizar el diseño.
La forma adecuada de interpretación es predecir la
118
del esquema propuesto. Esta dificultad se debe a la
compleja interacción que se desarrolla entre el sistema
de refuerzo y los bloques de roca. Como se ha expresado
anteriormente, el sistema de refuerzo tiene varios
componentes o elementos que interactúan en la
transferencia de carga.
Es casi imposible lograr un tratamiento de ingeniería
ajustado a principios y fundamentos teóricos precisos,
debido a que los diferentes parámetros que intervienen
en el problema muchas veces no pueden ser cuantificados.
Se sugiere que las aproximaciones que puedan ser
consideradas en el diseño debieran tomar en consideración
una respuesta global de la masa de roca, más que
respuestas específicas de detalle, las que pueden diluir
el problema y que en muchos casos puede quedar sin
respuesta apropiada. Existen tres métodos que facilitan
estas aproximaciones y ellas son; las reglas de diseño
propuestas por (Lang, 1961); la clasificación de masas
de roca ("Q" de Barton, RMR de Bieniawski, GSI de Hoek,
RMi de Palmström y otros), y el análisis probabilístico. Sin
embargo, las propuestas de diseño obtenidas mediante
estas metodologías no pueden ser evaluadas hasta que
el proyecto esté en marcha. En una aproximación ideal,
Figura 8.4: Respuesta de un macizo rocoso discontinuo.
la propuesta de un esquema de refuerzo debe ser analizada
y evaluada en forma anticipada a la excavación y, del
mismo modo, los antecedentes que han sido tomados
en consideración deben ser incorporados a un sistema
tal que, después de lo cual, el diseño constantemente
pueda ser revisado, ordenado y puesto al día, o sea, que
permita ser corregido progresivamente en la medida en
que se avanza en las diferentes etapas del proceso
constructivo.
8.4 COMPORTAMIENTO DEL REFUERZO EN ROCA
FRACTURADA
El comportamiento en este caso de masa rocosa se
caracteriza por la naturaleza y disposición de las
discontinuidades. De acuerdo con los varios temas
analizados anteriormente, las discontinuidades cercanas
a la excavación definen el ensamblaje de los bloques
periféricos y su influencia en la estabilidad. Cuando se
instala un arreglo o esquema de refuerzo a través de los
bloques super ficiales, el sistema los intercepta y los
refuerza. El movimiento de bloques está definido por tres
desplazamientos transnacionales y tres rotacionales hacia
Capítulo 8: Evaluación del Sistema de Refuerzo
119
la excavación. Estos desplazamientos se relacionan con
una combinación compleja de tensión y cor te y
componentes de flexión, torsión y compresión.
Las experiencias en relación al tema han demostrado
que el refuerzo es más efectivo cuando los niveles de
esfuerzo generadores de inestabilidad son bajos. Algunos
comportamientos de esquemas de refuerzo son mostrados
en la figura 8.5 siguiente.
Estos esquemas muestran la diferencia del
compor tamiento que depende de cómo el refuerzo
intercepta una discontinuidad y qué vector de
desplazamiento asociado a la discontinuidad es
obtenido. Por supuesto, diferentes componentes del
sistema operan con diferentes eficiencias en los
distintos casos mostrados. Por ejemplo, experiencias
Figura 8.5: Tensión, compresión, corte bajo carga axial.
T
T
T+S
T+S
S+C
S
S+T
T
T: Tensión; S: Cizalla; C: Compresión
han mostrado que los cables son más efectivos en
tensión y toleran respuestas de cor te; por otro lado;
los estabilizadores de fricción requieren una carga
significativa de cor te para alcanzar su eficiencia. Un
elemento pretensionado no puede tolerar compresión
porque esto reduce la tensión y puede ocasionar una
pérdida total del collar de retención.
8.5 PROCEDIMIENTO PARA REFUERZO EN ROCA
FRACTURADA
Un análisis riguroso debiera incluir el detalle de los
antecedentes sobre la geometría de la excavación, mapeo
estructural del sitio, parámetros de la roca intacta y
ambiente geológico. De esta manera se puede definir
con más claridad la respuesta de una excavación bajo
estas condiciones. Los datos requeridos pueden ser más
reales cuando se toman en cuenta consideraciones
simplificadas tales como que:
a)Las discontinuidades sean planas y continuas
b)La discontinuidad divida el macizo rocoso en un
ensamble de bloques
c)Este ensamble de bloques super ficiales esté
destrezado
d)La evaluación se restrinja al análisis de bloques
superficiales
e)Los bloques superficiales inestables actúen como un
cuerpo rígido
Estas consideraciones están tomadas en cuenta
en la teoría de bloques y asociadas a la orientación
y dimensiones de la excavación, a la orientación,
al espaciado, posición y resistencia al cor te de las
discontinuidades, sin olvidar la densidad de la roca.
Si la posición y orientación de cada discontinuidad y de
la excavación son conocidas, se puede formular un
modelo del ensamblaje.
120
En el caso que la fábrica de la estructura de roca sea
conocida (orientación media y los sets de discontinuidades),
se establece que para propósitos de diseño se asume
que las discontinuidades llegan a construir bloques de
distintas formas. Por lo anterior, el procedimiento de
diseño consta de las siguientes etapas:
1.Evaluación de la estabilidad de bloques no reforzados.
2.Diseño del refuerzo de bloques.
3.Evaluación de estabilidad de bloques reforzados.
Este procedimiento es aplicado a cada forma de bloque
en el ensamblaje construido. Lo recomendable es que en
los casos complicados hay que actuar con “espíritu
conservador” e ingeniería con “apropiada discreción”.
8.6 EVALUACION DE ESTABILIDAD DE BLOQUES
NO REFORZADOS
El procedimiento para evaluar la estabilidad de un
ensamble no reforzado se muestra en el diagrama
8.2, pudiéndose allí distinguir tres partes principales:
a)Análisis de la forma del bloque: Considera la
definición de todas las formas posibles de bloques,
sus modos de compor tamiento y su vector de
desplazamiento.
b)Análisis de tamaño de bloques: Considera la
definición del rango de tamaños de cada forma de
bloque.
c)Evaluación de estabilidad del bloque: Considera el
análisis de cada forma de bloque en un rango de
tamaños.
Diagrama 8.2: Procedimiento de identificación de tamaños y formas de bloques que requieren refuerzo.
Datos de formaOrientación de discontinuidad y orientación de frente de la
excavación
Análisis
Forma de bloque
Análisis de tamaño
de bloque
Datos dimensionalesLongitud de traza, valores de
espacio, tamaño de la excavación
Datos propiedades del materialDensidad de roca, fricción de discontinuidad, cohesión de
discontinuidad
Evaluación de estabilidad de bloques sin refuerzo
Capítulo 8: Evaluación del Sistema de Refuerzo
121
Las formas de bloques definen su orden y movilidad.
El orden de la forma del bloque define el número de
caras que constituyen su super ficie. El rango puede
variar desde un tetraedro a un poliedro. La movilidad
de un bloque es la habilidad de remover el bloque
desde una masa de roca, sin provocar cambios o
disturbios de los bloques adyacentes. En las figuras
8.6a y 8.6b se muestra un análisis de la condición
de bloques a par tir del software Blockeval de G.S.
Esterhuizen.
Para identificar y valorar la movilidad de todas las
formas de bloques que bordean la excavación se
requiere un análisis de forma. La experiencia
demuestra que los bloques de alto orden son menos
propensos a la movilidad. De esta manera, se le debe
dar más énfasis a bloques de menor orden.
La predicción de tamaños representativos para todos
los bloques individuales, es un problema complicado
que debe ser superado definiendo un límite de tamaño
de bloques. Tres alternativas han sido propuestas
por Windsor (1992):
a)El espacio de la excavación delimitado por el tamaño
de bloque.
b)La longitud de la traza limitada por el tamaño de
bloque.
c)El valor del espaciado limitado por el tamaño de
bloque.
El espacio de la excavación limitado por el tamaño
es el bloque más grande que puede moverse hacia
la excavación y se encuentra generalmente limitado
por uno de los espacios de la excavación.
La longitud de la traza limitado por el tamaño de
bloque es el bloque más largo que puede formarse
completamente, el cual no contiene una línea de una
cara de bloque que es más grande que la máxima
longitud de traza para el set de discontinuidades
asociado. Se formará parcialmente un bloque más
grande que la longitud de traza de tamaño de bloque.
El valor de espaciado de tamaño de bloque limitado
define el tamaño de bloque más grande individual
para una forma de bloque dada. En general, un valor
de espaciado medio es asociado con cada set. Uno
de los sets tendrá un valor de espaciado el cual
limita el tamaño máximo de un bloque individual. Un
volumen grande de bloque se puede formar, pero
esto comprimirá un número de componentes más
pequeños.
Es común el uso de tamaño de bloque limitado al
claro de la excavación. Sin embargo, en muchas
circunstancias el tamaño máximo de bloque es dado
por el largo de traza del tamaño de bloque limitado.
Además, la valorización del espaciado del tamaño de
bloque podría ser más pequeño que la longitud de
traza del tamaño del bloque limitado. Esto lleva a la
noción de que los esquemas de refuerzo necesitan
ser diseñados a ubicarse un rango de tamaños de
bloque.
Esto es, puede ser necesario integrar retenedores de
super ficie con elementos cortos o largos de refuerzo.
Teniendo definida la lista de formas de bloques móviles
y su límite de tamaño asociado, la estabilidad de
cada bloque debe ser evaluada en un análisis de
equilibrio límite. Para este análisis las propiedades
de mater ia l necesitan ser def in idas. Estas
propiedades, junto con los datos de bloques, se usan
para identificar cuáles de los bloques móviles son
inestables. El grado de movilidad, el listado de bloques
inestables con los datos de forma asociados, el modo
de inestabilidad, el tamaño y el balance de fuerzas
se utilizan para proponer un esquema de refuerzo.
122
8.7 DISEÑO DE REFUERZO DE BLOQUES
El diseño de refuerzo requiere la especificación del
tipo de refuerzo, orientación, longitud, número y
capacidad. El diagrama 8.3 muestra las etapas
requeridas utilizando los datos desde la valorización
de bloques no reforzados en propuesta a un esquema
de refuerzo.
El vector de desplazamiento y la orientación de las
caras de los bloques puede ser usada para evaluar
la efectividad del refuerzo instalado en diferentes
orientaciones. La efectividad de refuer zo es
determinada empíricamente como se muestra en las
figuras 8.7 y 8.8. Un factor de efectividad puede
usar para optimizar la tensión en el refuerzo o
simplemente est imar la ef ic iencia para una
orientación par ticular, la que puede ser restringida
por otros factores, tales como acceso o limitación
de equipamiento.
65 270
62
75
70
10
20
180
88
5
0
50
2700
2
3
1.8
Joint 1
Joint 2
Joint 3
Joint 4
Top surface
Excavation
Density (kg/ cu m)
Dip Dip dirSideLength Above ?
Depth
View block
Data file: pyramid.jce
Block data
Support
1.2 1.5 100Spacing x m Capacity [KN]
Calculate
Save
Quit
Results
Block is removable
Block weight 185.90 KN
Stablished by support
Factor of safety = 1.84
Single block analysis
P y r a m i d
65 270
62
75
70
10
20
180
88
5
0
50
2700
2
3
0.9
Joint 1
Joint 2
Joint 3
Joint 4
Top surface
Excavation
Density (kg/ cu m)
Dip Dip dirSideLength Above ?
Depth
View block
Data file: pyramid.es
Block data
Support
1.2 1.5 100Spacing x m Capacity [KN]
Calculate
Save
Quit
Results
Block is removable
Block weight 51,40 KN
Stablished by support
Factor of safety = 7,01
Single block analysis
B l o c k p l a n e s
Capítulo 8: Evaluación del Sistema de Refuerzo
123
Diagrama 8.3: Marco de integración del diseño de refuerzo.
Vector de desplazamiento del bloque
Efectividad de la orientación del refuerzo
Selección de tipos de refuerzo con largo mínimo requerido
Orientación de caras del bloque
Diseño del tamaño de bloque
Resultado del balance de fuerzas
Longitud mínima de refuerzo
Area de caída libre
Estimación del refuerzo total requerido
Estado de posible esquema de refuerzo:tipo, orientación, longitud, número y capacidad
Figura 8.8: Variados desplazamientos.Figura 8.7: Desplazamiento de bloque sobre discontinuidad.
st
124
Longitud delrefuerzo
Zonaestable
Longitudmínima deAnclado
DistanciaZona
estable
Figura 8.9: Diseño del largo del refuerzo en relación al tamaño de bloque.
Figura 8.10: Consecuencias de la posición específica en un arreglo de reforzamiento.
inestables a través de la valorización de la estabilidad de
bloques no reforzados.
8.8 VALORIZACION DE ESTABILIDAD DE
BLOQUES REFORZADOS
En esta etapa es necesario considerar cada bloque inestable,
la posibilidad de rotación del bloque y las consecuencias
de tener diferentes ubicaciones del patrón de refuerzo.
Previamente, por lo general se asume que en excavaciones
de superficie esos bloques pueden sólo trasladarse, pero
no es generalmente aplicable en excavaciones subterráneas.
Lo mismo se puede decir que la disposición del refuerzo,
es menos importante para deslizamiento de bloques en
superficie de excavaciones, comparados con fallas en caída
libre y rotación de bloques en el techo o pared pendiente
de excavaciones subterráneas. En el último caso, el refuerzo
será generalmente cargado en forma no uniforme y una
simple aproximación de equilibrio de fuerza no es válida.
Los elementos de refuerzo son cargados igualmente sólo
cuando el refuerzo es eventualmente distribuido en el centro
de masa del bloque. Esto resulta en una rotación
mínimo de anclaje variará con el tipo de refuerzo. El mínimo
de longitud total de refuerzo necesitará ser incrementado si
el refuerzo se orienta en ángulos desfavorables.
Se recomienda realizar un listado de distintos tipos de
refuerzo y su longitud requerida para disponer de estos
antecedentes en cada caso.
La capacidad efectiva de un elemento de refuerzo puede ser
reducida de acuerdo con la capacidad obtenida desde la
orientación del refuerzo. La capacidad efectiva requerida de
un esquema de refuerzo puede exceder el balance de fuerzas
para un tamaño de bloque elegido. El número mínimo de
elementos de refuerzo puede ser calculado para cada uno
de los sistemas desde el listado de las longitudes por tipo
de refuerzo. En general, el número de elementos de refuerzo
por bloque junto con las áreas de caras de bloques controlará
el espaciado para cada tipo particular de refuerzo. Es
importante señalar que más de una forma de bloque se hará
presente por las discontinuidades de la masa de roca.
Entonces es una tarea importante seleccionar un esquema
de refuerzo para todos los bloques identificados como
Capítulo 8: Evaluación del Sistema de Refuerzo
125
Figura 8.11: Efectividad del refuerzo.
Longitud de anclado
Elemento de refuerzo
Longitud de bloque
Punto efectivo deacción del refuerzo
Collar
126
Figura 8.12: Efecto de suspensión de techo apernado.
Posibleplano de falla
Figura 8.13: Efecto de suspensión parcial en un talud.
S
8.9 TEORIAS DE REFUERZOS
8.9.1 Teoría de Suspensión
La teoría de Jun Lu Luo (1999) se refiere a la formación
de vigas inmediatamente después de realizada una
excavación. Este fenómeno se advierte principalmente en
el estrato inmediato sobre el techo. Lo anterior significa
que si el sistema de estabilización no es instalado en forma
adecuada y en el tiempo oportuno, las estratificaciones
ubicadas sobre el techo podrían separarse desde el techo
principal y fallar. En este caso, los más apropiados son
pernos al techo y anclados en roca sana y tensionados de
tal manera que el techo se sostenga por sí solo.
Así, en muchos casos el techo inmediato se suspende
del techo principal mediante pernos, separados entre
si a la distancia S, como se muestra en la figura 8.12,
o de otra forma, los estratos débiles se suspenden
desde estratos estables, como en la figura 8.13. Los
pernos mantienen el peso muerto de los estratos entre
la cabeza del perno y el anclaje. Para este caso, el
peso envuelto en este problema y para cada perno
puede ser calculado por Peng, (1984).
P =wtBL
(n1 + 1) (n2 + 1)
Pc
Figura 8.14: Refuerzo trabajando por suspensión.
Capítulo 8: Evaluación del Sistema de Refuerzo
127
128
Figura 8.15: Efecto de viga de reforzamiento.
Considerando una viga compuesta por "n" capas
idénticas sin pernos, como se muestra en la figura
8.16 (caso 1), la resistencia a cur varse, B1, puede
ser calculada a par tir de la ecuación:
B1 = n bh2
6
Donde
n :número de capas
b :largo de la viga
h :espesor de la capa
La rigidez del curvado, T1, puede ser expresado como:
T1 = n Ebh3
12
Donde:
E : Módulo de Young de la roca
Para una viga compuesta consistente en "n" capas
idénticas con pernos atándolas firmemente, como se
muestra en la figura 8.16 (caso 2), la resistencia a
la curvatura, B2, puede ser calculada por la ecuación.
B2 = b(nh)2
6
La rigidez, T2, puede ser calculada desde
T2 = Eb(nh)3
12
La resistencia a la curvatura de la viga apernada es
incrementada "n" veces comparada con la viga no
apernada, mientras que la rigidez se incrementa n2
veces. El mejoramiento de la resistencia a la curvatura
es siempre bueno para la estabilidad del techo; sin
embargo, bajo cier tas condiciones el incremento de
la rigidez puede causar carga extra desde el estrato
superior actuando sobre la viga.
Capítulo 8: Evaluación del Sistema de Refuerzo
129
Figura 8.16: Efecto viga.
Caso 1: Sin reforzamiento
Caso 2: Con reforzamiento
diferentes orientaciones a la línea de techo, el apernado
al techo entrega fuerzas de fricción a lo largo de las
fracturas, grietas o planos débiles.
Se previenen y reducen los deslizamientos y la
separación a lo largo de la inter fase, como muestra
la figura 8.18. Si los pernos son instalados inclinados
a la línea de techo y perpendiculares al plano de
fractura, como lo muestra la figura 8.19a, el mínimo
esfuerzo axial que puede entregar un perno para la
estabilidad es:
Puede ser que la tensión de la viga no falle debido
al incremento de la resistencia al curvado, pero podría
ocurrir por corte en los dos extremos una vez que las
fuerzas de corte acumuladas excedan la resistencia al
corte de la viga compuesta, como se muestra en la figura
8.17. Se puede observar que este tipo de falla tiene las
siguientes características:
• La viga apernada falla separándose
• Los planos de falla en los dos extremos de la viga
son cercanamente ver ticales.
• El plano de falla superior está exactamente en el
horizonte apernado donde la pre-tensión de los
pernos crea un área de esfuerzo tensional alrededor
del anclaje de cada perno, y
• Algunas veces usando pernos más largos incrementa
la altura de la falla del techo.
8.9.3 Entrelazado
Cuando los estratos del techo se encentran altamente
fracturados formando bloques, o el techo inmediato
contiene uno a varios sets de discontinuidades con
130
Figura 8.17: Falla de la viga por corte. Figura 8.18: Efecto de ensamblaje del reforzamiento.
Figura 8.19a: Refuerzo inclinado a la línea de techo.
Capítulo 8: Evaluación del Sistema de Refuerzo
131
Figura 8.20: Zona de compresión continua.
Figura 8.19b: Refuerzo perpendicular a la línea de techo.
Discontinuidad
Zona Compresiva
Capítulo 9
Estudio del Perno SAFEROCK®
9.1 Modelamiento Numérico de Pruebas de “Pull Out” (Software Flac)
9.2 Ensayo de Pull Out, Perno SAFEROCK®
Capítulo 9: Estudio de Perno SAFEROCK®
Figura 9.1: Vista esquemática con ensayo pull out test.
Figura 9.2: Representación conceptual de un perno de refuerzo grouteado a columna completa (después de Itasca manual Flac
2.0 v4.0 (2004)).
m
m
m
Elementode Refuerzo (Perno)
Pieza Anularde la Lechada
Tensión Axialdel acero
Nodode Refuerzo
Dureza del esquileode la lechada = kbond
Deslizador(Fuerza Cohesivade Lechada = sbond)
EXCAVACIÓN
Donde:
fs :fuerza al corte que se desarrolla en el grouting
kbond :rigidez al cor te del grouting
uc :desplazamiento axial del perno
um :desplazamiento axial del medio circundante
(suelo o roca)
l :longitud del perno
Capítulo 9: Estudio de Perno SAFEROCK®
tg = G Dm
(2+t)ln 1 +d
•d2t( )
Gráfico 9.2Prototipo con probeta a ser modelada.
Gráfico 9.3Representación numérica en Flac 2d de la probeta.
Extremo de perno traccionado a una velocidad V A esta superficie se le
impide movimiento en dirección Y
Longitud del perno grouteado
relación de naturaleza cohesiva y friccional (capaz de
representarse por el criterio de fractura de Mohr-Coulomb).
El grouting se compor ta como un material elástico,
perfectamente plástico con dependencia de la presión de
confinamiento de su entorno y que no es capaz de perder
resistencia después que falla.
La probeta se diseña con dimensiones tales que permite
un anclaje grouteado de 1,0 m de profundidad al interior
de la masa rocosa. (Ver gráficos 9.2 y 9.3).
Capítulo 9: Estudio de Perno SAFEROCK®
la longitud mínima de anclaje definida dentro del
modelamiento (1,0 m).
Por otro lado, la posición del borde del modelo se
encuentra a una distancia tal del eje del perno que no
debería incidir en la estimación de la carga - deformación
desarrollada durante el ensayo pull out.
Tamaño de zona
Se considera un tamaño regular de zona a lo largo de
todo el modelo de 4 cm de ancho en dirección horizontal
(x) y de 10 cm de alto en dirección vertical (y).
Condiciones de borde del modelo
Para representar el ensayo pull out test se establecen
las siguientes condiciones de borde en el modelo:
Pared x: en ambos lados (libre de desplazamiento en
ambos sentidos).
Pared y: en base inferior (libre de desplazamiento en
ambos sentidos) en base superior donde se
aplica la carga (restringido de desplazamiento
en sentido vertical (y)).
9.1.7 Modelo Constitutivos de los Materiales
Se considera que los materiales utilizados dentro de la
modelación responden de manera elástica - perfectamente
plástica. Esto, tanto para el modelo constitutivo de la
probeta como de los pernos de reforzamiento y grouting.
9.1.8 Propiedades Elásticas de la Probeta
La probeta que vendría a representar al macizo rocoso
considera las siguientes propiedades representativas
dentro del modelo:
Módulo volumétrico= 5 GPa
elástica como cuando se produjo la falla del grouting en
la zona plástica.
De manera complementaria, cada 100 pasos se plotearon
puntos que relacionan la máxima carga aplicada al
extremo del perno, versus la deformación equivalente
acumulada.
De manera alternativa y con el objeto de esquematizar
de mejor forma el desarrollo de la carga a lo largo del
eje del perno SAFEROCK®, tanto en la zona elástica antes
que el grouting falle, como posteriormente cuando se
rompe la adherencia del grouting, fueron graficadas las
siguientes variables que son capaces de entregarse
dentro del modelamiento. (Ver gráficos 9.4 a 9.9b
inclusive).
• Carga axial;
• Desplazamiento al corte;
• Fuerza al corte;
• Razón de crecimiento de carga axial;
• Deformación axial;
• Desplazamiento en el eje x;
• Velocidad en el eje x;
• Desplazamiento en el eje y;
• Velocidad en el eje y.
Finalmente, la programación numérica utilizada en Flac
2d con la correspondiente función fish se visualiza al
final de esta nota técnica.
9.1.14 Interpretación de Resultados
• La fuerza máxima al corte desarrollado a lo largo del
eje del perno SAFEROCK® es alcanzada con un
desplazamiento acumulado de cerca de 14 mm.
Después de este punto, el elemento es simplemente
"sacado" de donde se encuentra adherido
Se tiene que los valores de kbond y sbond estimados de
manera empírica e indirecta, son los siguientes:
kbond = 2,22 • 109 N/m/m
sbond = 7,70 • 105 N/m
Finalmente, para efectos de incorporación del patrón de
apernado en las propiedades elásticas del grouting se
considera la división de su valor por el espaciamiento
promedio en su instalación que en este caso corresponde
a 1,0 m (patrón de 1,0 m x 1,0 m).
9.1.11 Criterio de Evaluación de la Principal
Condición Modelada
La simulación del ensayo pull out se realiza aplicando una
carga en el extremo superior del perno SAFEROCK® de
manera indirecta con una velocidad de 1 • 10-6 m/s.
9.1.12 Monitoreo de Parámetros de Interés
Las variables de interés dentro del modelo corresponden
a la carga desarrollada a lo largo del eje del perno y a la
correspondiente deformación acumulada. Para ello, se
implementó una función fish que permite incorporarlas
dentro del modelo.
Estas mismas variables con denominación "ff y dd" son
monitoreadas a lo largo del eje del perno de manera
interactiva cada 100 pasos mecánicos propios de la
modelación.
9.1.13 Representación Gráfica de los Resultados
Se estimó la fuerza axial desarrollada a lo largo del eje
de perno cada cierto intervalo de pasos tanto en la zona
Capítulo 9: Estudio de Perno SAFEROCK®
artificialmente a través del grouting.
• Antes de llegar a los 14 mm de deformación acumulada
el grouting no ha fallado. No obstante en el entorno
de los 10 mm, se inicia el fallamiento del grouting
tendiendo a propagarse rápidamente a lo largo de la
longitud del perno.
• Si la longitud grouteada fuera lo suficientemente
grande, la fuerza axial del perno debería eventualmente
alcanzar valores cercanos a su resistencia máxima.
A partir de esto, el perno debería romperse cuando la
deformación de extensión sea tal que iguale la
deformación máxima de fractura del elemento
(generalmente, cerca de un 3% del material con el
cual se encuentra fabricado el perno). No obstante,
Flac 2d no contabiliza la deformación límite del perno.
Conclusiones: El uso de modelos numéricos
bidimensionales representa una adecuada herramienta
para simular el comportamiento del elemento de refuerzo
cuando es sometido a ensayos del tipo Pull Out Test.
Esto, considerando la flexibilidad que incorporan en el
caso de requerir análisis de sensibilidad de los resultados
obtenidos a partir de la modificación de la cantidad y/o
magnitud de las variables moderadas.
Los resultados obtenidos al simular un elemento de
refuerzo con las características entregadas en este
análisis son representativas solamente al considerar las
propiedades elásticas descritas en el mismo.
La realización de ensayos Pull Out Test preliminares,
permitirá estimar de mejor forma aquellos valores de
sbond, sfriccion y kbond- lo cual derivará a su vez en la
extrapolación de mejores simulaciones numéricas tanto
en cantidad como en representatividad.
142
1.200
1.000
0.800
0.600
0.400
0.200
0.000
-0.200
0.9000.6000.3000.000-0.300-0.600
1.200
1.000
0.800
0.600
0.400
0.200
0.000
-0.200
0.9000.6000.3000.000-0.300-0.600
Capítulo 9: Estudio de Perno SAFEROCK®
143
45
1.000
2.000
3.000
4.000
5.000
6.000
7.000
8.000
(*10**+05)
(*10**-04)
403530252015105
Gráfico 9.7aCarga axial desarrollada a lo largo del eje del perno SAFEROCK® pre - yield point.
Gráfico 9.7bCarga axial desarrollada a lo largo del eje del perno SAFEROCK® post - yield point.
0
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
- 0 1 2 3 4
0
1
2
3
4
5
6
7
8
9
1
1
1
-1 0 1 2 3 4
144
0
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
-1 0 1 2 3 4
0
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
-1 0 1 2 3 4
0
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
-1 0 1 2 3 4
0
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
-1 0 1 2 3 4
Capítulo 9: Estudio de Perno SAFEROCK®
145
9.2 ENSAYO DE PULL OUT, PERNO SAFEROCK®
Las pruebas de Pull Out se realizaron en una roca de 12
ton aproximadamente. La masa de roca presentó dos
tipos de litologías bastante claras, metandesita mineralizada
y esquisto. Las perforaciones se realizaron en un diámetro
de 35 mm, con equipo roto-percutivo modelo Jackleg, con
profundidades desde 20 hasta 67 cm y en distintas
direcciones, considerando los planos de fractura y foliación.
Para lo anterior la roca se dividió en tres caras; "A", "B"
y "C". La cara "A" y "B" estaban formadas principalmente
por un esquisto dinámico y la cara "C" compuesta por
andesita. (Ver gráfico 9.10). La roca presentó dos sistemas
preferenciales de discontinuidades que pasan a lo ancho
de la misma, no obstante existen grietas tardías producto
de las tensiones dinámicas producto de la gran cantidad
de perforaciones hechas durante prácticas mineras. Sin
embargo, su solidez permitió realizar las pruebas en muy
buenas condiciones tal como lo muestra la figura 9.3.
La lechada empleada es semejante a la utilizada en la
minería, esto es, una relación agua - cemento igual a 0,4
que puede alcanzar resistencias a la compresión uniaxial
entre 250 y 280 kg/cm2.
Primeramente se llenaron los barrenos con lechada luego
se colocaron pernos SAFEROCK® de 22 mm de diámetro,
diseñados y fabricados en acero grado A440-280 por
Gerdau AZA. Para centrarlos se emplearon cuñas de
madera.
El principal objetivo del ensayo de Pull Out consistió
en determinar la resistencia que se alcanza en la
inter fase perno-lechada (grouting) en dos tipos de
hilo, perno tradicional y perno SAFEROCK®. Las barras
fueron sometidas a extracción utilizando un sistema
h id ráu l i co , m id iendo s imu l táneamente e l
desplazamiento y la carga axial.
La carga axial se aplicó en inter valos de 2,2 ton,
hasta alcanzar la fluencia del acero o el arranque de
aquellos con menores longitudes de anclaje. Según
el análisis visual hecho a las barras arrancadas, el
desprendimiento se produce a lo largo de la inter fase
perno - lechada quedando restos de la misma entre
los hilos y prácticamente sin presencia de lechada
en la par te lisa del perno. (Ver figura 9.4).
En todas las pruebas no se detectó gran diferencia en
el comportamiento al corte en la interfase perno-lechada
de los dos tipo de hilo (tradicional y SAFEROCK®), no
obstante se detectaron problemas en la parte externa
del sistema, esto es, la unión tuerca perno. En dos
pernos helicoidales de hilo tradicional se detectó
aplastamiento en las roscas del perno.
146
Figura 9.3: Tipos de rocas y discontinuidades.
Capítulo 9: Estudio de Perno SAFEROCK®
147
carga se produce un aplastamiento por compresión, lo
que provoca el salto de la tuerca. Por otro lado la rugosidad
de este perno ayuda a resistir la carga de corte en la
inter fase lechada - perno, pero se puede mejorar
aumentando la componente friccional.
9.2.1.2 Aspectos Constructivos del Sistema
Los hilos del perno SAFEROCK® son construidos de tal
manera que, la barra tiene un hilo dividido en dos partes
por dos secciones lisas, situación que apunta a evitar
el giro del perno. La barra es laminada con un tipo de
hilo bastante grueso y de paso amplio, se instala en la
masa rocosa utilizando lechada de cemento o resinas.
Externamente la tuerca se mantiene constantemente a
compresión sobre una planchuela deformada, con la
finalidad de mantener la elasticidad del sistema.
9.2.2 Interpretación y Conclusiones
Proporcionalmente y desde los gráficos 9.11 y 9.12, se
desprende una mejor adherencia de la lechada en el
perno SAFEROCK® debido al aumento de superficie de
contacto en la interfase perno - lechada. No hay evidencia
significativa de aplastamiento de la rosca.
El perno helicoidal tradicional muestra clara evidencia
de aplastamiento lo que permite el salto de la rosca.
La experiencia realizada de Pull out, permite verificar
que el perno helicoidal tradicional se salta cuando el
sistema está cercano a la fluencia 12 ton. Esto significa
que solo se trabaja en el rango elástico, quitándole la
posibilidad que el sistema trabaje en el rango plástico
que permita una mayor deformación después de la
fluencia.
Figura 9.4: Perno SAFEROCK® arrancado.
9.2.1 Planteamiento y Análisis del Problema
El problema que fue abordado en el presente trabajo de
investigación aplicada, corresponde al origen, consecuencia
y solución que se ha propuesto para mejorar el
comportamiento en la parte externa (perno - tuerca) y la
par te interna (perno - lechada - roca) del sistema de
refuerzo de masas rocosas, a partir de pernos SAFEROCK®
diseñados y fabricados por Gerdau AZA. En el perno
helicoidal tradicional se produce la falla en la parte externa
por cabalgamiento de la tuerca sobre los hilos del perno.
Por otro lado, este trabajo es complementario a la
investigación realizada en el proyecto "Mecanismos de
Falla en Pernos Helicoidales como Sistema de Refuerzo
de Masas Rocosas", encargado por la misma empresa.
9.2.1.1 Posibles Causas de la Falla
En los estudios realizados en la investigación anterior se
identificaron algunas posibles causas de esta falla. El hilo
del perno helicoidal tradicional al ser de aplicada una
148
Las mejoras introducidas en el nuevo diseño del perno
SAFEROCK®, han sido validadas por las pruebas realizadas
donde, los pernos SAFEROCK® tuvieron un comportamiento
elásto - plástico, acercándose en gran medida al
comportamiento ideal. Del mismo modo, se verifica en
la par te interna del sistema un mejoramiento en la
transferencia de carga en que, la rugosidad es mayor.
Se debe destacar que la máxima carga aplicada fue de
16 ton, verificándose una pequeña marca en los hilos
del perno y no un aplastamiento total como sucedió en
los pernos helicoidales tradicionales.
Capítulo 9: Estudio de Perno SAFEROCK®
149
Figura 9.5: Aplastamiento de rosca.
10.1 Introducción
10.2 Reglas Empíricas para Esfuerzos y Control de Terreno
10.3 Mecanismos Teóricos de Refuerzo
10.4 Clasificación de Refuerzos de Rocas para Túneles
10.5 Indice de Calidad de Túneles “Q”
10.6 Geological Strength Index “GSI”
10.7 Indice de Masa Rocosa “RMI”
10.8 Ejemplos
10.2 REGLAS EMPIRICAS PARA ESFUERZOS Y CONTROL DE TERRENO
1. El esfuerzo ver tical "sv"puede ser calculado
sobre la base de sobrecarga con una exactitud
de 20%. Esto es suficiente para propósitos de
ingeniería.
Fuente: Z.T. Bieniawski
2. El ancho de la zona de esfuerzos relajados
"EDZ" alrededor de un pique circular que es
construido por el método de per foración y
voladura, es aproximadamente igual a un tercio
del radio "R" de la excavación del pique.
Fuente: J.F. Abel
3. La longitud de un perno "L" debe ser entre 1/2
a 1/3 del ancho de la galería "A".
Fuente: Mont Blanc Túnel Rule (c. 1965)
10.1 INTRODUCCION
El siguiente capítulo tiene como objeto entregar algunas
herramientas de diseño, desde la más simple, como son las
reglas empíricas de aplicación en las clasificaciones de masas
Capítulo 10: Herramientas Prácticas de Diseño
153
rocosas, mencionadas especialmente en los capítulos 3 y 4.
Estas especificaciones pueden ser utilizadas inicialmente,
sin embargo una buena ingeniería de rocas necesita
modelación numérica y validación en terreno.
154
5. En minería, la razón longitud/espaciado (L/E) del
perno, es aceptable entre 1,2: 1 y 1,5:1.
Fuente: Z.T. Bieniawski (1992).
6. En terrenos de buena calidad, la longitud "L" de un perno
al techo puede ser 1/3 del claro "A". La longitud de un
perno de pared o caja puede ser 1/5 de la altura de pared
"L1". El patrón de espaciado puede ser obtenido dividiendo
la longitud del perno por 1 a 1/2.
Fuente: Mike Gray (1999).
4. En minería metálica, la razón largo/espaciado
(L/E) del perno es normalmente 1,5:1. En
roca fracturada, debería ser a lo menos 2:1.
(En túneles civiles y minas de carbón,
típicamente es 2:1).
Fuente: Lang and Bischoff (1982).
7. La tensión desarrollada en un perno mecánico es
incrementada por aproximadamente 40 lbs, por cada
pie-lb de incremento aplicado en el torque.
Fuente: Lewis and Clarke.
155
11.El espesor de la viga (zona de compresión
uniforme) "t" en el techo de una galería
reforzada es aproximadamente igual a la
longitud del perno, menos el espaciado
entre ellos.
Fuente: T.A. Lang
10.La resistencia al cor te de un perno puede ser
asumida igual a la mitad de la resistencia a
la tracción (Fu).
Fuente: P.M. Dight.
8. Un perno de roca mecánico instalado a 30º
de la perpendicular puede dar solo un 25% de
la tensión producida por un perno con igual
torque que es perpendicular al frente de roca,
a menos que se utilice una planchuela esférica.
9. Por cada pie de perno de fricción (split set)
instalado, hay una tonelada de anclaje.
Fuente: MAPAO.
Capítulo 10: Herramientas Prácticas de Diseño
156
12.Barrenos para uso de resinas deben ser
per forados 1/4" más grandes en diámetro
que el del perno. Si es incrementado a 3/8"
la carga de pull out no es afectada, pero la
rigidez de la inter fase perno/resina baja a
más de un 80%,
Fuente: Dr. Pierre Choquette.
13.Barrenos per forados para pernos cementados:
Debería ser 1/2" a 1" mayor que el diámetro
del perno. Area anular "Aa" más grande es
deseable en terrenos más blandos para
incrementar el área de adherencia.
Fuente: Dr. Pierre Choquette.
10.3 MECANISMOS TEORICOS DE REFUERZOS
(Modificado de T. H. Douglas & L. J. Ar thur)
Suspensión de bloques individuales:
Los bloques pueden fallar. El reforzamiento
previene la falla.
Incremento de resistencia al deslizamiento de
bloques individuales:
157
Capítulo 10: Herramientas Prácticas de Diseño
Construcción de viga:
Generalmente en roca estratiforme.
Prevención de fallas por vuelco de columnas de
bloques:
También puede ocurrir una deformación de las
columnas de roca debido al alto esfuerzo ver tical.
Construcción de arco de roca fracturada:
Incrementando el tamaño efectivo de los bloques de
roca controlando la deformación radial e incrementando
la resistencia al corte de las potenciales superficies
de falla.
158
Prevención de derrumbes (progresiva liberación de
bloques sueltos):
Bloques 1 fallan o se deslizan desde la pared o el
techo, permitiendo moverse a los bloques 2, 3 y 4,
el 5 se desliza hacia fuera de la pared. Dependiendo
de la estructura de roca, esto puede resultar en un
perfil estable con un considerable sobre-quiebre o
puede continuar progresivamente y dejar un colapso
total en la excavación.
Proporcionar presión radial de soporte para limitar la
extensión de falla en la zona plástica. Sin
reforzamiento, la zona plástica fallada se forma en
rocas frágiles altamente estresadas y puede avanzar
a sectores más profundos en la masa de roca.
Fluencia controlada:
Esta condición usualmente se alcanza en rocas con
bajo módulo de deformación y/o en aquellas que
tienen tendencia excesiva a movilizarse. El
reforzamiento a veces es requerido en forma inversa
para controlar el piso. El reforzamiento puede controlar
la masa de roca en fluencia o movimiento alrededor
de la excavación.
159
10.4 CLASIFICACION DE REFUERZO DE ROCAS
PARA TUNELES
Tabla 10.1
Clasificación para Túneles sobre 8 metros de Claro (modificado de T.H. Douglas y L.J. Arthur)
Variedades
Descripción de roca
Perfil del túnel
Carácter de la masa de
roca
Claro del túnel
Longitud de los pernos
Arreglo del Espaciado
longitudinal de los pernos
Orientación de los pernos
Clase 1
Roca extremadamente
fuerte a fuerte, fresca a
suavemente meteorizada.
Perfil perforado obtenido a
un moderado sobre-quiebre
por juntas en el techo y la
parte superior de las
paredes.
Escaso a aislado desatado
de masa rocosa por
voladura.
Sobre 8 m
No requiere soporte
-
-
Clase 2
Roca extremadamente
fuerte a fuerte, fresca a
moderadamente
meteorizada. Ancho a
moderadamente ancho
espaciado del
fracturamiento.
Moderado a fuerte sobre-
quiebre en juntas parte
superior de las paredes.
Moderado sobre-quiebre en
juntas del techo.
Desatado de rocas en parte
baja de la caja requiere
retención.
<3 m 3 a 5 m 5 a 8 m
1,5 m 2,0 m 3,0 m
1,5 m 2,0 m 2,5 m
Clase 3
Roca extremadamente
fuerte a fuerte, fresca a
suavemente meteorizada.
Ancho a moderadamente
ancho espaciado del
fracturamiento.
Impermeable a
moderadamente
impermeable.
Moderado a fuerte sobre-
quiebre en fracturas de
techo. Moderado sobre-
quiebre en juntas de parte
alta de la pared.
Desatado de roca
(Planchones) en el techo
requiere retención.
<3 m 3 a 5 m 5 a 8 m
1,5 m 2,0 m 3,0 m
1,5 m 2,0 m 2,5 m
Clase 4
Roca extremadamente
fuerte a fuerte, fresca a
suavemente meteorizada.
Ancho a moderadamente
ancho espaciado de
fracturas. Impermeable a
moderadamente
impermeable.
Perfil con fracturado con
severo sobre-quiebre.
Tamaño medio de los
bloques definidos por el
espaciado de juntas a
400mm o menos.
Generalmente desatado en
voladura con facilidad por
desmoronamiento
continuado después de que
el material suelto es
removido.
<3 m 3 a 5 m 5 a 8 m
1,5 m 2,0 m 3,0 m
0,75 m 1,0 m 1,5 m
Nota: Relacionar la Tabla 10.1 con la Figura 10.1 siguiente.
Capítulo 10: Herramientas Prácticas de Diseño
Radial Vertical Radial
160
Figura 10.1: Clases de Condiciones del Terreno.
10.5 INDICE DE CALIDAD DE TUNELES "Q"
Para realizar esta clasificación, Barton definió lo que
denominó como el índice de calidad de túneles, más
conocido como "el índice de calidad de túneles Q".
En esta clasificación se catalogan los macizos rocosos
basándose en los siguientes seis parámetros:
1. R.Q.D. "Rock Quality Designation"
2. Jn Número de familia de juntas.
3. Jr Rugosidad de las juntas (el valor de este
parámetro depende también del relleno y
del tamaño de las juntas).
4. Ja Meteorización de las juntas.
5. Jw Coeficiente reductor que tiene en cuenta
la presencia de agua.
6. SRF "Stress Reduct ion Factor", factor
dependiente de las tensiones.
Nota:Cuando se obtienen valores del RQD inferiores a 10 (incluyendo el 0), se toma un valor nominal de 10 para calcular el índice Q.Los intervalos de 5 unidades para el RQD, es decir, 100, 95, 90, etc., tienen suficiente precisión.
Usando los seis parámetros definidos anteriormente
se puede establecer la calidad del macizo rocoso
mediante la siguiente relación:
Q = (RQD/Jn) • (Jr/Ja) • (Jw/SRF)
Donde:
(RQD/Jn):representa el tamaño de los bloques.
(Jr/Ja) :equivale a la resistencia al cor te entre los
bloques.
(Jw/SRF):indica el estado tensional en el macizo
rocoso.
Para poder utilizar esta clasificación es necesario
hacer uso de las tablas, las cuales se describen a
continuación:
161
Tabla 10.2
Razón entre los Parámetros para establecer la Calidad del Macizo Rocoso
RQD Indice de fracturación RQDMedida del tamaño de bloque
Jn Indice de diaclasado Jn
Jr Indice de rugosidad de la discontinuidad Jr Medida del ángulo de fricción entre bloquesJa Indice de alteración o relleno de la discontinuidad Ja
JwFactor de reducción por la presencia de agua o
filtraciones a través de la discontinuidad Jw Medida de las tensiones efectivas
SRFFactor representativo de las condiciones SRF
tensionales de la roca
Tabla 10.3
Valores de la Calidad del Testigo RQD
RQD
Calidad (%)
A Muy Mala 0 a 25
B Mala Más de 25 a 50
C Media Más de 50 a 75
D Buena Más de 75 a 90
E Exelente Más de 90 a 100
Capítulo 10: Herramientas Prácticas de Diseño
Tabla 10.5
Valores del Indice de Rugosidad de las Discontinuidades Jr
a) Contacto entre las dos caras de la discontinuidadJrb) Contacto entre las dos caras de la discontinuidad ante un desplazamiento cortante inferior a 10 cm
A Diaclasas discontinuas 4
B Diaclasas onduladas, rugosas o irregulares 3
C Diaclasas onduladas, lisas 2
D Diaclasas onduladas, perfectamente lisas 1,5
E Diaclasas planas, rugosas o irregulares 1,5
F Diaclasas planas, lisas 1,0
G Diaclasas planas, perfectamente lisas 0,5
Nota:i) Las descripciones se refieren a caracterizaciones a pequeña escala y escala intermedia, por este orden.
c) No existe contacto entre las caras de la discontinuidad ante un desplazamiento cortante Jr
H Zona que contiene minerales arcillosos con un espesor suficiente para impedir el contacto1,0
de las caras de la discontinuidad.
I Zona arenosa, de gravas o triturada con un espesor suficiente para impedir el contacto1,0
entre las dos caras de la discontinuidad.
Nota:ii) Si el espaciado de la principal familia de discontinuidades es superior a 3 m, se debe aumentar el índice Jr, en una unidad.iii) En el caso de diaclasas planas per fectamente lisas que presenten lineaciones, y que dichas lianeaciones estén orientadas según
la dirección de mínima resistencia, se puede utilizar el valor Jr = 0,5
Tabla 10.4
Valores del Indice de Diaclasado Jn
Jn
A Roca masiva, sin diaclasar o con fisuración escasa 0,5 - 1,0
B Una familia de diaclasas 2
C Una familia y algunas diaclasas aleatorias 3
D Dos familias de diaclasas 4
E Dos familias y algunas diaclasas aleatorias 6
F Tres familias de diaclasas 9
G Tres familias y algunas diaclasas aleatorias 12
H Cuatro o más familias, diaclasas aleatorias, roca muy fracturada, roca en terrones, etc. 15
I Roca triturada, terrosa 20
Nota:En intersecciones de túneles, se utiliza la expresión (3 • Jn)En las bocas de los túneles, se utiliza la expresión (2 • Jn)
162
163
Capítulo 10: Herramientas Prácticas de Diseño
164
Tabla 10.7
Valores del Factor de Reducción por la Presencia de Agua JwPresión de
Clases de excavaciones con presencia de agua Agua Jw
(kg/cm2)
A Excavaciones secas o pequeñas afluencias de forma localizada, < 1 1,0
inferiores a 5 l/min.
B Afluencia o presión medias, con lavado ocasional de los rellenos 1 - 2,5 0,66
de las discontinuidades.
C Afluencia importante o presión alta en rocas competentes con2,5 - 10 0,5
discontinuidades sin relleno.
D Afluencia importante o presión alta, produciéndose un lavado considerable2,5 - 10 0,33
de los rellenos de las diaclasas.
E Afluencia, excepcionalmente alta o presión elevada en el momento> 10 0,2 - 0,1
de realizar las voladuras, decreciendo con el tiempo
F Afluencia excepcionalmente alta o presión elevada de carácter persistente,> 10 0,1 - 0,05
sin disminución apreciable.
Capítulo 10: Herramientas Prácticas de Diseño
165
166
Para la evaluación del índice "Q", ya sea en un túnel o a
partir de sondajes o desde superficies de rocas, la mejor
manera es vaciar estos datos en una representación del
tipo histograma, tal como lo muestra el gráfico 10.1. Si
los valores de los parámetros aparecen mas concentrados
hacia la derecha, significa que la roca es de mejor calidad,
por el contrario si aparecen mas concentrados a la izquierda
las calidades de rocas son peores.
La forma recomendada de aplicar el sistema "Q", consiste
en que el sistema de refuerzo o sopor te va siendo
diseñado en la medida que se va produciendo el avance
de la excavación, esto ayudará a obtener un registro
geológico antes de aplicar el hormigón proyectado. En la
figura 10.2 aparecen los registros de los antecedentes
geológicos y las recomendaciones del sistema de refuerzo
o soporte recomendados.
Q = RQD
• Jr •
JwJn Ja SRF
Nota: iv)Los fenómenos de deformación o fluencia de rocas suelen ocurrir a profundidades: H > 350 • Q1/3 (Singh et al., 1992). La
resistencia a compresión del macizo rocoso puede estimarse mediante la expresión: q(MPa) = 7 • y • Q1/3, donde “y” es la densidad de la roca en g/cm3 (Singh, 1993)
Capítulo 10: Herramientas Prácticas de Diseño
167
Gráfico 10.1
Registro de datos del índice “Q”. (Modificado de Barton 2000).
LOCALIZACION: GJ=ØVIK, CAVERNA OLIMPICA
PROFUNDIDAD: 25 A 50 M. BOVEDA
Q (INTERVALO TIPICO)=4 - 27 Q (VALOR MEDIO) = 7.4
50 - 809 - 12 X 2 - 3
1 - 211X
659.2 X 2.1
2.01.01.0X
30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30
20 15 10 5 20 15 10 5 10 7.5 5 2.5 100 50 20 10 5 2 0.5 1 2.5
RQD %
TROZOS DE TESTIGO> 10cm
Jn
NUMERO DE FAMILIAS DE DIACLASAS
Jn
INDICE DE RUGOSIDAD - MINIMO FAVORABLE
Ja
INDICE DE ALTERACION - MINIMO FAVORABLE
Jw
INDICE DE RUGOSIDAD - MINIMO FAVORABLE
SRF
FACTOR DE REDUCCION DE TENSIONES
TAMAÑO
DE
BLOQUES
TAN(Ør)
Y
TAN(Øp)
ESTADO
TENSIONAL
MUY MALA MALA MEDIA BUENA EXC.
CUATRO TRES DOS NINGUNOTIERRA UNO
RELLENO DELGADO REUBRIMIENTORELLENO GRUESO SIN RELLENO SELLADOS
FLUJOS MUY ALTOS PRESIÓN ALTA
FLUENCIA EXPANSIVOS FRACTURACION TENSION / RESISTENCIA
HUMEDO SECO
FLUJOS MUY ALTOS PRESIÓN ALTAHUMEDO SECO
0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100 110
30 15 12 9 6 4 3 2 1 0.5
0.05 0.1 0.2 0.33 0.5 0.66 1
0.5 1.5 1.5 2 30.66 41
168
Figura 10.2: Ejemplo del registro de estructuras, índice de "Q" y recomendaciones para el refuerzo y sopor te (Modificado de Bar ton 2000).
DESCRIPCION DEL MACIZO ROCOSO
SOSTENIMIENTOTEMPORAL
SOSTENIMIENTORECOMENDADO
DESCRIPCION DEL MACIZO ROCOSO
SOSTENIMIENTOTEMPORAL
SOSTENIMIENTORECOMENDADO
MAPA DEL TUNEL Y SOSTENIMIENTO ASOCIADO
LOCALIDAD: HYLEN, ULLA-FORRE
ROCAGNEIS
NOTAS:816-838 FRACTURACION INTENSA PARCIALMENTE
TRITURADO CON PEQUEÑA PRESENCIA DE ARCILLAS, ORIGINALMENTE, PRESENTABA GRANDES FILTRACIONES DE AGUA.
816-838 ZONA TRITURADA CON ARCILLAS
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ROCA
MAPA DEL TUNEL Y SOSTENIMIENTO ASOCIADO
LOCALIDAD: TUNEL, SUBMARINO DE BJERKAS
FECHA FIRMA
PROYECTONº
HOJANº
FECHA FIRMA
PROYECTONº
HOJANº
NOTAS:75,0 - 76,0 TRITURADO CON PEQUEÑA PRESENCIA DE76,5 - 77,4 ARCILLAS, ORIGINALMENTE, PRESENTABA
GRANDES FILTRACIONES DE AGUA.816-838 ZONA TRITURADA CON ARCILLAS
DISCONTINUIDAD ESPESOR >50 CM
ZONA TRITURADA SIN ARCILLA
ZONA TRITURADA METEORIZADA CON ARCILLAS
DIRECCION / BUZAMIENTO
DIQUES Y CAPAS
80
MACIZO ROCOSO SOSTENIMIENTO
PERNOS DE EXPANSION
PERNOS CON BANDAS INTERMEDIAS
PERNOS INYECTADOS
HORMIGON PROYECTADO
HORMIGON PROYECTADOCON MALLAZO Y PERNOSINYECTADOS
REVESTIMIENTO DE HORMIGONARMADO
B
B
PIZARRASNEGRAS
MUESTRADE ARCILLA HORMIGON
ARMADO
Capítulo 10: Herramientas Prácticas de Diseño
169
Gráfico 10.2
Relaciones RQD/Jn, SRF y refuerzo. (Modificado de Barton 2000).
B c/c 1.1-1.2 m
C A S O S S I N P R O B L E M A S T E N S I O N A L E S A P R E C I A B L E S
LEYENDA
MACIZOS ROCOSOS NORMALMENTE FRACTURADOS SOMETIDOS A BAJAS TENSIONES
ROCAS DURAS SOMETIDAS A TENSIONES ELEVADAS
SRF
0.00
20.00
40.00
60.00
80.00
100.00
120.00
0 100 300200 400 500
B c/c 0.8-1.2 m + MALLA METALICAÓ B c/c 1.2-1.8 m + S(fr) 5-20 cm
RO
D
Lm
Capítulo 10: Herramientas Prácticas de Diseño
171
10.6 GEOLOGICAL STRENGTH INDEX "GSI"
El GSI (Geological Strength Index), ha sido desarrollado
después de muchas discusiones y durante varios
años, por ingenieros y geólogos con quienes E. Hoek
ha trabajado en distintas par tes del mundo. Este
trabajo propone en una tabla muy práctica, que se ha
elaborado en forma muy cuidadosa, que las
combinaciones que allí aparecen sean condiciones
que realmente aparezcan en la naturaleza. Como se
puede apreciar en el gráfico 10.4, dos aspectos son
considerados desde la litología que se está estudiando:
la estructura y la condición de la super ficie de la
discontinuidad. Es impor tante que se considere que,
cuando planos estructurales estén presentes y su
orientación es desfavorable respecto a una de las caras
expuestas por la excavación, esta condición dominará el
comportamiento de la masa de roca. Los gráficos 10.5
al 10.11 inclusive, muestran los rangos típicos de GSI
para distintas litologías.
Los gráficos 10.12 y 10.13 muestran como se puede
adaptar el GSI en la determinación del sistema de refuerzo
o soporte para cada caso en particular.
Este índice tiene otras aplicaciones, mas relacionadas
con el criterio de fractura de Hoek y Brown y su relación
con el de Mohr- Coulomb, tema que no será analizado
en este texto y que puede ser encontrado en la literatura
de mecánica de rocas.
172
INDICE DE FUERZA GEOLÓGICO PARA LAS MASAS DE PIEDRAS ARTICULADAS(Hoek y Marinos, 2000)
De la Iltologia, las condiciones de estructura y superficie de las discontinuidades, estime el valor medio del GSI. No trate de ser demasiado preciso. En un rango de 33 a 37, es más apropiado considerar un GSI=35. Note que la Tab la no se ap l i ca a anoma l ías estructuralmente controladas. En donde los planos estructurales débiles estén presentes en una orientación desfavorable con respecto al frente de excavación, esto dominará el comportamiento de masa de roca.La fuerza de esquileo de las superficies en las rocas que son propensas al deterioro como resultado de cambios en contenido de humedad, será reducida si el agua está presente. Al trabajar con rocas normales a muy pobres, un cambio a la derecha puede ser hecho para condiciones humedas. La presión de agua es tratada con un análisis de tensión eficaz. M
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ESTRUCTURA CALIDAD DECRECIENTE DE LA SUPERFICIE
INTACTOS o MACIZOS -Especímenes de roca intactos o roca masiva insitu con pocas discontinuidades.
FRAGMENTADO - masa de roca entrelazada y continua que consiste en bloques cúbicos formados por tres juegos discontinuos que se intersectan.
MUY FRAGMENTADO - masa parcialmente fragmentada con bloques angulares multi-labrados formados por 4 o más juegos de uniones.
FRAGMENTADO/DISCONTINUO/ AGRIETADO - capas con bloques angulares formados por muchos juegos discontinuos intersectándose. Persistencia de capas o schistosity.
DESINTEGRADO - pobremente entrelazado, masa de la piedra muy rota con mezcla de pedazos de piedra angulares y redondeados.
LAMINADO - falta de bloques debido a capas o schistosity poco espaciadas o débiles.
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Gráfico 10.4
Rangos típicos de GSI para macizos rocosos fracturados (Marinos & Hoek 2000).
Capítulo 10: Herramientas Prácticas de Diseño
173
ESTRUCTURA CALIDAD DECRECIENTE DE LA SUPERFICIE
INTACTOS o MACIZOS -Especímenes de roca intactos o roca masiva insitu con pocas discontinuidades.
FRAGMENTADO - masa de roca entrelazada y continua que consiste en bloques cúbicos formados por tres juegos discontinuos que se intersectan.
MUY FRAGMENTADO - masa parcialmente fragmentada con bloques angulares multi-labrados formados por 4 o más juegos de uniones.
DESINTEGRADO - pobremente entrelazado, masa de la piedra muy rota con mezcla de pedazos de piedra angulares y redondeados.
LAMINADO - falta de bloques debido a capas o schistosity poco espaciadas o débiles.
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Advertencia:Las areas sombreadas son indicativas y pueden no ser apropiadas para las condiciones especificas de diseño.Los valores especificos que aparecen no son recomendados para su uso especifico, el uso de rangos es recomendado.1. MACIZO o COMPACTADO (sin presencia de cemento arcilloso)2. FRAGMENTADO (sin presencia de cemento arcilloso)
Gráfico 10.5
Rangos típicos de GSI para areniscas (Marinos & Hoek 2000).
INDICE DE FUERZA GEOLÓGICO PARA LAS MASAS DE PIEDRAS ARTICULADAS(Hoek y Marinos, 2000)
De la Iltologia, las condiciones de estructura y superficie de las discontinuidades, estime el valor medio del GSI. No trate de ser demasiado preciso. En un rango de 33 a 37, es más apropiado considerar un GSI=35. Note que la Tab la no se ap l i ca a anomal ías estructuralmente controladas. En donde los planos estructurales débiles estén presentes en una orientación desfavorable con respecto al frente de excavación, esto dominará el comportamiento de masa de roca.La fuerza de esquileo de las superficies en las rocas que son propensas al deterioro como resultado de cambios en contenido de humedad, será reducida si el agua está presente. Al trabajar con rocas normales a muy pobres, un cambio a la derecha puede ser hecho para condiciones humedas. La presión de agua es tratada con un análisis de tensión eficaz. M
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FRAGMENTADO/DISCONTINUO/ AGRIETADO - capas con bloques angulares formados por muchos juegos discontinuos intersectándose. Persistencia de capas o schistosity.
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ESTRUCTURA CALIDAD DECRECIENTE DE LA SUPERFICIE
INTACTOS o MACIZOS -Especímenes de roca intactos o roca masiva insitu con pocas discontinuidades.
FRAGMENTADO - masa de roca entrelazada y continua que consiste en bloques cúbicos formados por tres juegos discontinuos que se intersectan.
MUY FRAGMENTADO - masa parcialmente fragmentada con bloques angulares multi-labrados formados por 4 o más juegos de uniones.
DESINTEGRADO - pobremente entrelazado, masa de la piedra muy rota con mezcla de pedazos de piedra angulares y redondeados.
LAMINADO - falta de bloques debido a capas o schistosity poco espaciadas o débiles.
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Advertencia:Las areas sombreadas son indicativas y pueden no ser apropiadas para las condiciones especificas de diseño.Los valores especificos que aparecen no son recomendados para su uso especifico, el uso de rangos es recomendado.1. COMPACTADO, EN CAPAS, FRACTURADO2. FRAGMENTADO. ESTRIADOLas rocas blandas son clasificadas por el GSI asociadas a su proceso tectonico. De otra forma GSI no es recomendado. Lo mismo es valido para los las rocas sedimentarias.
Gráfico 10.6
Rangos típicos de GSI para areniscas (Marinos & Hoek 2000).
INDICE DE FUERZA GEOLÓGICO PARA LAS MASAS DE PIEDRAS ARTICULADAS(Hoek y Marinos, 2000)
De la Iltologia, las condiciones de estructura y superficie de las discontinuidades, estime el valor medio del GSI. No trate de ser demasiado preciso. En un rango de 33 a 37, es más apropiado considerar un GSI=35. Note que la Tabla no se aplica a anomalías estructuralmente controladas. En donde los planos estructurales débiles estén presentes en una orientación desfavorable con respecto al frente de excavación, esto dominará el comportamiento de masa de roca.La fuerza de esquileo de las superficies en las rocas que son propensas al deterioro como resultado de cambios en contenido de humedad, será reducida si el agua está presente. Al trabajar con rocas normales a muy pobres, un cambio a la derecha puede ser hecho para condiciones humedas. La presión de agua es tratada con un análisis de tensión eficaz. M
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Capítulo 10: Herramientas Prácticas de Diseño
175
ESTRUCTURA CALIDAD DECRECIENTE DE LA SUPERFICIE
INTACTOS o MACIZOS -Especímenes de roca intactos o roca masiva insitu con pocas discontinuidades.
FRAGMENTADO - masa de roca entrelazada y continua que consiste en bloques cúbicos formados por tres juegos discontinuos que se intersectan.
MUY FRAGMENTADO - masa parcialmente fragmentada con bloques angulares multi-labrados formados por 4 o más juegos de uniones.
DESINTEGRADO - pobremente entrelazado, masa de la piedra muy rota con mezcla de pedazos de piedra angulares y redondeados.
LAMINADO - falta de bloques debido a capas o schistosity poco espaciadas o débiles.
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Advertencia:Las areas sombreadas son indicativas y pueden no ser apropiadas para las condiciones especificas de diseño.Los valores especificos que aparecen no son recomendados para su uso especifico, el uso de rangos es recomendado.1. MACIZO2. COMPACTADO3. FRAGMENTADO
Gráfico 10.7
Rangos típicos de GSI para calisas típicas (Marinos & Hoek 2000).
INDICE DE FUERZA GEOLÓGICO PARA LAS MASAS DE PIEDRAS ARTICULADAS(Hoek y Marinos, 2000)
De la Iltologia, las condiciones de estructura y superficie de las discontinuidades, estime el valor medio del GSI. No trate de ser demasiado preciso. En un rango de 33 a 37, es más apropiado considerar un GSI=35. Note que la Tab la no se ap l i ca a anomal ías estructuralmente controladas. En donde los planos estructurales débiles estén presentes en una orientación desfavorable con respecto al frente de excavación, esto dominará el comportamiento de masa de roca.La fuerza de esquileo de las superficies en las rocas que son propensas al deterioro como resultado de cambios en contenido de humedad, será reducida si el agua está presente. Al trabajar con rocas normales a muy pobres, un cambio a la derecha puede ser hecho para condiciones humedas. La presión de agua es tratada con un análisis de tensión eficaz. M
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FRAGMENTADO/DISCONTINUO/ AGRIETADO - capas con bloques angulares formados por muchos juegos discontinuos intersectándose. Persistencia de capas o schistosity.
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Advertencia:Las areas sombreadas son indicativas y pueden no ser apropiadas para las condiciones especificas de diseño.Los valores especificos que aparecen no son recomendados para su uso especifico, el uso de rangos es recomendado.
* El gràfico solo muestra masas rocosas frescas. El granito sometido a condiciones climatologicas puede ser representado en forma irregular en el gráfico GDI, debido a que se le pueden asignar mayores valores variables de GSI o incluso comportarse como un suelo de ingeniería.
ESTRUCTURA CALIDAD DECRECIENTE DE LA SUPERFICIE
INTACTOS o MACIZOS -Especímenes de roca intactos o roca masiva insitu con pocas discontinuidades.
FRAGMENTADO - masa de roca entrelazada y continua que consiste en bloques cúbicos formados por tres juegos discontinuos que se intersectan.
MUY FRAGMENTADO - masa parcialmente fragmentada con bloques angulares multi-labrados formados por 4 o más juegos de uniones.
DESINTEGRADO - pobremente entrelazado, masa de la piedra muy rota con mezcla de pedazos de piedra angulares y redondeados.
LAMINADO - falta de bloques debido a capas o schistosity poco espaciadas o débiles.
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Gráfico 10.8
Rangos típicos de GSI para granito (Marinos & Hoek 2000).
INDICE DE FUERZA GEOLÓGICO PARA LAS MASAS DE PIEDRAS ARTICULADAS(Hoek y Marinos, 2000)
De la Iltologia, las condiciones de estructura y superficie de las discontinuidades, estime el valor medio del GSI. No trate de ser demasiado preciso. En un rango de 33 a 37, es más apropiado considerar un GSI=35. Note que la Tab la no se ap l i ca a anomal ías estructuralmente controladas. En donde los planos estructurales débiles estén presentes en una orientación desfavorable con respecto al frente de excavación, esto dominará el comportamiento de masa de roca.La fuerza de esquileo de las superficies en las rocas que son propensas al deterioro como resultado de cambios en contenido de humedad, será reducida si el agua está presente. Al trabajar con rocas normales a muy pobres, un cambio a la derecha puede ser hecho para condiciones humedas. La presión de agua es tratada con un análisis de tensión eficaz. M
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FRAGMENTADO/DISCONTINUO/ AGRIETADO - capas con bloques angulares formados por muchos juegos discontinuos intersectándose. Persistencia de capas o schistosity.
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Capítulo 10: Herramientas Prácticas de Diseño
177
ESTRUCTURA CALIDAD DECRECIENTE DE LA SUPERFICIE
INTACTOS o MACIZOS -Especímenes de roca intactos o roca masiva insitu con pocas discontinuidades.
FRAGMENTADO - masa de roca entrelazada y continua que consiste en bloques cúbicos formados por tres juegos discontinuos que se intersectan.
MUY FRAGMENTADO - masa parcialmente fragmentada con bloques angulares multi-labrados formados por 4 o más juegos de uniones.
DESINTEGRADO - pobremente entrelazado, masa de la piedra muy rota con mezcla de pedazos de piedra angulares y redondeados.
LAMINADO - falta de bloques debido a capas o schistosity poco espaciadas o débiles.
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Gráfico 10.9
Rangos típicos de GSI para rocas ultra básicas, ofiolitas (marinos de Marinos & Hoek 2000).
INDICE DE FUERZA GEOLÓGICO PARA LAS MASAS DE PIEDRAS ARTICULADAS(Hoek y Marinos, 2000)
De la Iltologia, las condiciones de estructura y superficie de las discontinuidades, estime el valor medio del GSI. No trate de ser demasiado preciso. En un rango de 33 a 37, es más apropiado considerar un GSI=35. Note que la Tabla no se aplica a anomalías estructuralmente controladas. En donde los planos estructurales débiles estén presentes en una orientación desfavorable con respecto al frente de excavación, esto dominará el comportamiento de masa de roca.La fuerza de esquileo de las superficies en las rocas que son propensas al deterioro como resultado de cambios en contenido de humedad, será reducida si el agua está presente. Al trabajar con rocas normales a muy pobres, un cambio a la derecha puede ser hecho para condiciones humedas. La presión de agua es tratada con un análisis de tensión eficaz.
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FRAGMENTADO/DISCONTINUO/ AGRIETADO - capas con bloques angulares formados por muchos juegos discontinuos intersectándose. Persistencia de capas o schistosity.
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Advertencia:Las areas sombreadas son indicativas y pueden no ser apropiadas para las condiciones especificas de diseño.Los valores especificos que aparecen no son recomendados para su uso especifico, el uso de rangos es recomendado.1. FRESCO2. SERPENTINO con FRAGMENTOS y ESTRIAS
Advertencia:Las areas sombreadas son indicativas y pueden no ser apropiadas para las condiciones especificas de diseño.Los valores especificos que aparecen no son recomendados para su uso especifico, el uso de rangos es recomendado.*Gneis. Las Areas sombreadas no cubren las masas rocosas a la interperie
ESTRUCTURA CALIDAD DECRECIENTE DE LA SUPERFICIE
INTACTOS o MACIZOS -Especímenes de roca intactos o roca masiva insitu con pocas discontinuidades.
FRAGMENTADO - masa de roca entrelazada y continua que consiste en bloques cúbicos formados por tres juegos discontinuos que se intersectan.
MUY FRAGMENTADO - masa parcialmente fragmentada con bloques angulares multi-labrados formados por 4 o más juegos de uniones.
DESINTEGRADO - pobremente entrelazado, masa de la piedra muy rota con mezcla de pedazos de piedra angulares y redondeados.
LAMINADO - falta de bloques debido a capas o schistosity poco espaciadas o débiles.
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Gráfico 10.10
Rangos típicos de GSI para neis (modificado de Marinos & Hoek 2000).
178
INDICE DE FUERZA GEOLÓGICO PARA LAS MASAS DE PIEDRAS ARTICULADAS(Hoek y Marinos, 2000)
De la Iltologia, las condiciones de estructura y superficie de las discontinuidades, estime el valor medio del GSI. No trate de ser demasiado preciso. En un rango de 33 a 37, es más apropiado considerar un GSI=35. Note que la Tabla no se aplica a anomalías estructuralmente controladas. En donde los planos estructurales débiles estén presentes en una orientación desfavorable con respecto al frente de excavación, esto dominará el comportamiento de masa de roca.La fuerza de esquileo de las superficies en las rocas que son propensas al deterioro como resultado de cambios en contenido de humedad, será reducida si el agua está presente. Al trabajar con rocas normales a muy pobres, un cambio a la derecha puede ser hecho para condiciones humedas. La presión de agua es tratada con un análisis de tensión eficaz. M
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Capítulo 10: Herramientas Prácticas de Diseño
179
Advertencia:Las areas sombreadas son indicativas y pueden no ser apropiadas para las condiciones especificas de diseño.Los valores especificos que aparecen no son recomendados para su uso especifico, el uso de rangos es recomendado.1. FUERTE2. DEBIL3. FRAGMENTADO
ESTRUCTURA CALIDAD DECRECIENTE DE LA SUPERFICIE
INTACTOS o MACIZOS -Especímenes de roca intactos o roca masiva insitu con pocas discontinuidades.
FRAGMENTADO - masa de roca entrelazada y continua que consiste en bloques cúbicos formados por tres juegos discontinuos que se intersectan.
MUY FRAGMENTADO - masa parcialmente fragmentada con bloques angulares multi-labrados formados por 4 o más juegos de uniones.
DESINTEGRADO - pobremente entrelazado, masa de la piedra muy rota con mezcla de pedazos de piedra angulares y redondeados.
LAMINADO - falta de bloques debido a capas o schistosity poco espaciadas o débiles.
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Gráfico 10.11
Rangos típicos de GSI para equisto (modificado de Marinos & Hoek 2000).
INDICE DE FUERZA GEOLÓGICO PARA LAS MASAS DE PIEDRAS ARTICULADAS(Hoek y Marinos, 2000)
De la Iltologia, las condiciones de estructura y superficie de las discontinuidades, estime el valor medio del GSI. No trate de ser demasiado preciso. En un rango de 33 a 37, es más apropiado considerar un GSI=35. Note que la Tabla no se aplica a anomalías estructuralmente controladas. En donde los planos estructurales débiles estén presentes en una orientación desfavorable con respecto al frente de excavación, esto dominará el comportamiento de masa de roca.La fuerza de esquileo de las superficies en las rocas que son propensas al deterioro como resultado de cambios en contenido de humedad, será reducida si el agua está presente. Al trabajar con rocas normales a muy pobres, un cambio a la derecha puede ser hecho para condiciones humedas. La presión de agua es tratada con un análisis de tensión eficaz.
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180
Gráfico 10.12
Adaptación del GSI para definir sistemas de refuerzo y/o soporte para labores permanentes (Modificado
de Ramírez, J. 2003)
SOSTENIMIENTO DE LABORES P E R M A N E N T E SSEGUN INDICE GSI MODIFICADO.
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ABERTURAS MENORES A 3 MT.A
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ESTRUCTURA
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CONDICION SUPER. DE FRAC.
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PERNO SISTEMATICO (1.5 X 1.5 m.)MAS MALLA OCACIONAL.
PERNO SISTEMATICO (1.5 X 1.5 m.)MAS MALLA.
SHOT 2" C/FIBRA + PERNO SIST(1.5X1.5)O PERNO SIST. 1.0 X 1.0 m. + MALLA.
SHOT 3" C/FIBRA + PERNO SIST(1.0X1.0)O PERNO SIST. 0.8 X 0.8 m. + MALLA.
CAMARA METALICA.
SIN SOPORTE O PERNO OCACIONAL
SIN SOPORTE O PERNO OCACIONAL
PERNO SISTEMATICO (1.5 X 1.5 m.)MALLA OCACIONAL.
SHOT 2" S/FIBRA + PERNO SIST(2X2)O PERNO SIST. 1.2 X 1.2 m. + MALLA.
SHOT 2" C/FIBRA + PERNO SIST(1.5X1.5)O PERNO SIST. 1.0 X 1.0 m. + MALLA.
CAMARA METALICA.
MODERADAMENTE FRACTURADOMUY BIEN TRABADA, NO DISTURBIADA,BLOQUES CUBICOS FORMADOS POR TRESSISTEMAS DE DISCONTINUIDADES ORTOGONALES,(RQ 50 - 75)(6 A 12 FRACTURAS POR METRO)FALLAS AISLADAS ESPACIADAS MAS DE 5.0 m.
MUY FRACTURADAMODERADAMENTE TRABADA, PARCIALMENTE DISTURBIADA, BLOQUES ANGULOSOSFORMADOS POR CUATRO O MAS SISTEMASDE DISCONTINUIDADES.(RQ 25 - 50)(12 A 20 FRACTURAS POR METRO)FALLAS ESPACIADAS ENTRE 3.0 Y 5.0 m.
INTENSAMENTE FRACTURADAPLEGAMIENTO Y FALLAMIENTO, CON MUCHAS DISCONTINUIDADES INTERCEPTADAS FORMANDOBLOQUES ANGULOSOS O IRREGULARES.(RQ 0 - 25)(MAS DE 20 FRACTURAS POR METRO)FALLAS APRETADAS.
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Capítulo 10: Herramientas Prácticas de Diseño
181
Gráfico 10.13
Adaptación del GSI para definir sistemas de refuerzo y/o soporte para cámaras (Modificado de Ramírez,
J. 2003)
SOSTENIMIENTO DE TAJEOSSEGUN INDICE GSI MODIFICADO.
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ABERTURA DE MAS DE 12 MT.
PERNO OCACIONAL O SISTEMATICO.
PERNO SISTEMATICO (1.2X1.2 m.)
ABERTURAS DE 9 A 12 MT.
SIN SOPORTE O PERNO OCACIONAL
PERNO SISTEMATICO (1.5X1.5 m.)
PERNO SISTEMATICO (1.25X1.25 m.)MALLA OCACIONAL
ABERTURAS DE 5 A 9 MT.
SIN SOPORTE O PERNO OCACIONAL
PERNO SISTEMATICO (2.0X2.0 m.)
PERNO SISTEMATICO (1.5X1.5 m.)MALLA OCACIONAL
SHOT 2" C/FIBRA + PERNO SIST(1.75X1.75)O PERNO SIST. 1.0X1.0 m. + MALLA
SHOT 3" C/FIBRA + PERNO SIST(1.6X1.6)O PERNO SIST. 0.6X0.6 m. + MALLA
ABERTURAS MENORES DE 5 MT.
SIN SOPORTE O PERNO OCACIONAL
PERNO SISTEMATICO (2.25 X 2.25 m.)
PERNO SISTEMATICO (1.75 X 1.75 m.)MALLA OCACIONAL
SHOT 2" C/FIBRA + PERNO SIST(2X2)O PERNO SIST. 1.2X1.2 m. + MALLA
SHOT 3" C/FIBRA + PERNO SIST(1.6X1.6)O PERNO SIST. 0.6X0.6 m. + MALLA
CUADROS DE MADERA O ABANDONO
ABERTURA DE MAS DE 12 MT.
SIN SOPORTE O PERNO OCACIONAL
PERNO SISTEMATICO (2.5 X 2.5 m.)
ABERTURAS DE 9 A 12 MT.
SIN SOPORTE O PERNO OCACIONAL
PERNO SISTEMATICO (2.0 X 2.0 m.)
PERNO SISTEMATICO (1.75 X 1.75 m.)MALLA OCACIONAL
ABERTURAS DE 5 A 9 MT.
SIN SOPORTE O PERNO OCACIONAL
PERNO SISTEMATICO (2.25 X 2.25 m.)
PERNO SISTEMATICO (2.0 X 2.0 m.)MALLA OCACIONAL
PERNO SISTEMATICO (2.0 X 2.0 m.)MAS MALLA
SHOT 2" C/FIBRA + PERNO SIST(2.0X2.0)O PERNO SIST. 1.2X1.2 m. + MALLA
ABERTURAS MENORES DE 5 MT.
SIN SOPORTE O PERNO OCACIONAL
PERNO SISTEMATICO (2.5 X 2.5 m.)
PERNO SISTEMATICO (2.25 X 2.25 m.)MALLA OCACIONAL
PERNO SISTEMATICO (1.5 X 1.5 m.)MAS MALLA
SHOT 2" C/FIBRA + PERNO SIST(2.0X2.0)O PERNO SIST. 1.2X1.2 m. + MALLA
CUADROS DE MADERA O ABANDONO
ESTRUCTURA
ZONA MINERALIZADA ZONA DE CAJAS CONDICIÓN SUPER. DE FRAC.
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MODERADAMENTE FRACTURADOMUY BIEN TRABADA, NO DISTURBIADA,BLOQUES CUBICOS FORMADOS POR TRESSISTEMAS DE DISCONTINUIDADES ORTOGONALES,(RQ 50 - 75)(6 A 12 FRACTURAS POR METRO)FALLAS AISLADAS ESPACIADAS MAS DE 5.0 m.
MUY FRACTURADAMODERADAMENTE TRABADA, PARCIALMENTE DISTURBIADA, BLOQUES ANGULOSOSFORMADOS POR CUATRO O MAS SISTEMASDE DISCONTINUIDADES.(RQ 25 - 50)(12 A 20 FRACTURAS POR METRO)FALLAS ESPACIADAS ENTRE 3.0 Y 5.0 m.
INTENSAMENTE FRACTURADAPLEGAMIENTO Y FALLAMIENTO, CON MUCHAS DISCONTINUIDADES INTERCEPTADAS FORMANDOBLOQUES ANGULOSOS O IRREGULARES.(RQ 0 - 25)(MAS DE 20 FRACTURAS POR METRO)FALLAS APRETADAS.
182
Capítulo 10: Herramientas Prácticas de Diseño
183
Tabla 10.12
Rating para el tamaño y continuidad de las fracturas (jL) - Palmström (1995)
Largo de Estructura Clasificación Tipo Fractura Continua Fractura Discontinua
< 0,5 m Muy Corta Estratificación, foliación 3 6
0,5 - 1,0 m Corta/Pequeña diaclasa 2 4
1 - 10 m Media diaclasa 1 2
10 - 30 m Larga diaclasa 0,75 1,5
> 30 m Muy larga Fractura rellena, manto 0,5 1
Tabla 10.13
Rating para el factor de rugosidad de fracturas (jR) - Palmström (1995)
Planetareidad de las fracturas (rugosidad a mayor escala)
PlanarLevemente Fuertemente
EscalonadaFracturas
ondulada ondulada entrelazadas
Muy rugosa 3 4 6 7,5 9
Rugosa 2 3 4 5 6
Levemente1,5 2 3 4 4,5
Rugosa
Suave 1 1,5 2 2,5 3
Pulida 0,75 1 1,5 2 2,5
Slickensided 0,6 - 1,5 1 - 2 1,5 - 3 2 - 4 2,5 - 5
• Para fracturas tipo fallas jR=1
• Para fracturas irregulares, se sugiere usar jR=5
• Para fracturas de tipo Slickensided el valor de jR depende de la presencia y apariencia de estriaciones; los
valores altos son usados para estrías bien marcadas
Textura de las
superficies de
fractura
(rugosidad de
menor escala)
Tabla 10.14
Caracterización y rating para el factor de alteración de fracturas (jA) - Palmström (1995)
A. Contacto entre dos superficies de roca
Clasificación Descripción jA
• Fracturas limpias
- Fracturas cerradas o "soldadas"
- Paredes de roca fresca.
- Alteración de las paredes:
1 grado más alterada
2 grados más alterada
• Recubrimiento o relleno fino:
- Arena, sedimento, calcita, etc.
- arcilla, clorita, Talco, etc.
B. Fracturas con contacto parcial o sin contacto entre las paredes de las fracturas.
Contacto parcial. Sin contacto
Tipo de material de relleno Descripción Rellenos finos. Relleno grueso
(< 5 mm) jA o gouge. jA
• Arena, sedimento, calcita, etc.
• Materiales de arcilla compactados.
• Materiales de arcilla esponjados.
• Materiales de arcilla esponjados.
• Sin relleno o con relleno impermeable (cuarzo,
epídota.)
• La super ficie de fractura no presenta
recubrimiento o relleno, excepto en manchas.
• La superficie de fractura exhibe un grado de
alteración más alto que la roca.
• La superficie de fractura exhibe dos grados
de alteración más altos que la roca.
• Recubrimiento de materiales de fricción sin
arcilla.
• Recubrimiento de materiales blandos y
cohesivos.
0,75
1
2
4
3
4
• Relleno de materiales de fricción
sin arcilla.
• Relleno "endurecido" de
materiales blandos y cohesivos.
• Relleno de media a baja
consolidación
• Material de relleno exhibe claras
propiedades de esponjamiento.
4
6
8
8 - 12
8
10
12
12 - 20
184
Gráfico 10.14
Parámetro jP en función de jC y diferentes formas para determinar tamaño de bloque.
Capítulo 10: Herramientas Prácticas de Diseño
185
0.1 10.2 0.5 0.90.7
100
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10
5
2
1
5
2
0.1
5
2
5
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100
90
75
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3) 0.8
0.60.5
0.4
0.3
0.2
0.1
0.08
0.06
0.05
0.04
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0.02
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5
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15
20
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1
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8
10
15
20
30
5060
80
100
0.8
JC =
0.10.2
0.30.5
1
24
810
JC =
30
0.0000012
0.00001 0.0001 0.001 0.01 0.1 13 5 7 2 3 5 7 2 3 5 7 2 3 5 7 2 3 5 7 2 3 5 7
PARÁMETRO DE LA DISCONTINUIDAD (JP)
FORMAS DE BLOQUES
186
En la aplicación de RMI en ingeniería de rocas, la división
entre materiales continuos y discontinuos está basada
en Deere (1969), que expresa un factor de continuidad
como la razón:
CF = Diámetro de túnel/Diámetro de bloque = Dt/Db
Un macizo rocoso continuo se presenta con:
a)Una roca levemente fracturada (masiva) con un factor
de continuidad CF < 5; ó
b)Rocas altamente fracturadas o rocas triturada
(particulada) donde CF > 100
Un macizo rocoso discontinuo tiene un factor de
continuidad entre los valores anteriores.
La inestabilidad en material rocoso continuo puede ser
controlada tanto por los esfuerzos reinantes como por
un carácter estructural. De acuerdo a Hoek & Brown
Tabla 10.15
Clasificación de volúmenes de bloque relativos a tamaño (volumen) de partículas de suelo - Palmström 1995
Clasificación para Clasificación para Volumen de bloque Clasificación Volumen aprox.
densidad de fractura tamaño de bloque (Vb) partículas de suelo de la partícula
----- ----- ----- Arena gruesa 0,1 - 5 mm3
----- ----- ----- Grava fina 5 - 100 mm3
Extremadamente Extremadamente< 10 cm3... ...Grava media 0,1 - 5 cm3
alta pequeño
Muy alta Muy pequeño 10 - 200 cm3... ...Grava gruesa 5 - 100 cm3
Alta Pequeño 0,2 - 10 dm3... ...Guijarros 0.1 - 5 cm3
Moderada Moderado 10 - 200 dm3... ...Colpas 5 - 100 dm3
Baja Grande 0,2 - 10 m3... ...Bloques > 0,1 m3
Muy baja Muy grande 10 - 200 m3 ----- -----
Extremadamente Extremadamente> 200 m3 ----- -----
baja grande ----- -----
Tabla 10.16
Categoría y valor de RMi
Categoría de RMiCategoría de la resistencia
Valor de RMide macizo rocoso
Extremadamente bajo Extremadamente débil < 0,001
Muy bajo Muy débil 0,001 - 0,01
Bajo Débil 0,01 - 0,1
Moderado Media 0,1 - 1
Alto Resistente 1 - 10
Muy alto Muy resistente 10 - 100
Extremadamente alto Extremadamente resistente > 100
Capítulo 10: Herramientas Prácticas de Diseño
187
confinado por un sopor te. En él los siguientes tipos
de inestabilidad pueden ocurrir:
• Si la formación toma lugar instantáneamente
(frecuentemente acompañado de sonido), el
fenómeno es llamado rock burst (estallido de
roca) . Este ocur re como f ragmentación o
lajamiento (slabbing, en roca masiva, dura y frágil
tal como andesita, granito y cuarcita).
• Si la deformación ocurre más lentamente, el
squeezig (estrechamiento) toma lugar. Este ocurre
como tantos movimientos internos de la super ficie
de la aber tura o túnel en roca altamente
fracturada, o en roca masiva deformable, flexible
o dúctil tal como esteatita, evaporizas, lutitas o
esquistos débiles.
Así , en roca masiva, e l compor tamiento de
fallamiento esto es, si el rock burst o el squeezing
ocurrirán o no, está determinado por las propiedades
de deformación del material rocoso.
10.7.1 Estabilidad y Sopor te de Roca en Material
Rocoso Discontinuo
Los principios del método para evaluar soportes en este
tipo de material son mostrados en el gráfico 10.15. El
fallamiento ocurre cuando cuñas o bloques, limitados
por fracturas, deslizan o caen del techo o de las cajas.
Las propiedades de la roca intacta son relativamente de
menor importancia, dado que este tipo de fallamientos
comúnmente no involucra el desarrollo de fracturas a
través de la roca (Hoek 1981). Sin embargo, la resistencia
del macizo rocoso es frecuentemente influenciada por la
resistencia de las paredes de las fracturas o
discontinuidades, y el control sobre este aspecto es el
que contribuirá a la estabilidad.
(1980), el fallamiento por estructura en macizos rocosos
altamente fracturados es generalmente controlado por
los esfuerzos, donde ocurre la sobrefatiga (material rocoso
incompetente).
Si el sobreesfuerzo ocurre o no, será determinado por la
razón entre el set de esfuerzos dominantes en el material
que rodea la abertura o labor subterránea, y la resistencia
del macizo rocoso. Dado que el RMi es válido en terrenos
continuos y expresa la resistencia (relativa) a la compresión
del macizo rocoso, éste puede ser usado en el cálculo de
factor de competencia dado por:
Cg = RMi/sø
Donde:
sø :esfuerzo tangencial alrededor de la aber tura
subterránea (este esfuerzo puede ser determinado
a partir de los esfuerzos verticales y horizontales en
la roca y la forma de la abertura subterránea).
El término "factor de competencia" fue usado por
Nakano (1979) para reconocer el potencial de
squeezing (expansión de roca) en roca blanda en
túneles en Japón.
En roca masiva, el factor de competencia es:
Cg = RMi/sø = fs sc/sø
Donde:
fs: (0,05/Db)0.2 , factor de escala para la resistencia
a la compresión uniaxial. (Db es el diámetro del
bloque medido en metros). En macizo rocoso
altamente fracturado, el factor de competencia
es:
Cg = RMi / sø = JP sc / sø
El material rocoso fatigado tenderá a fallar si está
188
Nota: El sostenimiento en terrenos continuos es válido para túneles cuyo diámetro Dt < 15m. Se debe tener en cuenta que el diagrama de convergencia para materiales granulares se basa en un número limitado de datos (Palström, 1995)
Gráfico 10.15
Abacos de sostenimientos para terrenos continuos y discontinuos.
0.01 0.02 0.04 0.06 0.1 0.2 0.4 0.6 1 2 4 6 10 20 40 60 100 200 400 600 10001
2
4
68
10
20
40
60
100
200
400
600
HORMIGON PROYECTADO
MÁS REVESTIMIENTO
DE HORMIGON
ESPACIAMIENTO
ENTRE PERNOS
(m)
1.5
2
1.5
2
3
ESPACIAMIENTO ENTRE PERNOS (m)
TERR
ENO
DIS
CONT
INUO
ROCA
S DI
ACLA
SADA
S Y
ZONA
S M
ETEO
RIZA
DAS
FACTOR DE ESTADO DEL TERRENO Gc = SL RMi C
PARA ZONAS METEORIZADAS:Srz = Tz • Coz / Dbz PARA ZONAS DONDE Srz , Sr Y Tz ,Wt O Tz Ht SIENDO Srz = SrzGcz = SL • RMim • C DONDE RMim = (10Tz 2 • RMiz + RMio ) / (10Tz
2 + 1)
Wt
0 H
t
Db
RE
LAC
ION
DE
TA
MA
ÑO
S S
r =C
o Nj
FACTOR DE COMPETENCIA Cg = RMi / σ0
0.1 0.2 0.5 1 2.5 10
0.50.35 0.7 1
MUY ALTA ALTA MEDIA BAJA
CONVERGENCIA
ESTALLIDO DE LA ROCA
FUERTE
SIN INESTABILIDADES INDUCIDASPOR TENSIONES
ALTOS NIVELESDE TENSION
SIN SOSTENIMIENTO
SIN INESTABILIDADESINDUCIDAS POR TENSIONES
ROCA
S M
ASIV
ASDU
CTIL
ES Y
ALT
AMEN
TEDA
ÑADA
S
RO
CA
SM
AS
IVA
SFR
AG
ILE
S
Ejemplo 1 (Página 192) Ejemplo 2 (Página 193)
APERNADOS PUNTUAL
3
HORMIGON PROYECTADOREFORZADO100 - 120 mm
+PERNOS ESPACIADOS
0.5 - 1.5 m
PARA MACIZOS ALTAMENTE ENTRELASADOSUSAR ABACO DE SOSTENIMIENTO PARAMATERIALES DISCONTINUOS
PARA ROCAS MASIVAS SIN SOSTENIMIENTO
HORMIGÓN PROYECTADO50 - 100 mm
+PERNOS ESPACIADOS
0.5 - 2 m
SANEO+
APERNADOPUNTUAL
DISEÑO ESPECIAL DEL
HORMIGON PROYECTADO O DE
REVESTIMIENTO DE HORMIGON
200 mm
150 mm
HORMIGON PROYECTADO
100 mm DE ESPESOR
60 mm
50 mm 40 mm
Capítulo 10: Herramientas Prácticas de Diseño
189
10.7.2 Factor de Condición de Material Rocoso (Gc)
en Materiales Discontinuos
El factor de condición de material rocoso (Ground condition
factor, Gc) para materiales discontinuos incluye las
características del macizo rocoso que tiene una
significativa influencia en la estabilidad, así como la
acción de esfuerzos externos. Esto es expresado como:
Gc = Rmi • SL • C
Donde:
SL:factor de nivel de esfuerzos, el cual expresa la
contribución de las fuerzas externas actuantes a
través de las fracturas del macizo rocoso alrededor
de la excavación. Un nivel de esfuerzo relativamente
alto contribuirá a una "estructura apretada"
incrementando la resistencia al cor te a lo largo de
las fracturas y, por ello, aumentando la estabilidad.
Inversamente, un menor nivel de esfuerzos es
desfavorable para la estabilidad. Sin embargo, un
macizo rocoso fracturado contiene un número de
fracturas variables en diferentes orientaciones, esto
hace prácticamente imposible el cálculo y la
incorporación en forma simple del efecto exacto
del nivel de esfuerzo. El sistema Q de Barton (1974),
usa un "stress reduction factor (SRF)" para este
efecto. En forma similar, para el RMI, un factor
general de niveles de esfuerzo (SL) fue elegido
para evaluar, en forma muy simplificada, la
contribución de esfuerzo sobre la resistencia al
corte. Como un incremento en el nivel de esfuerzo
tiene una influencia positiva (SL) determinar un
factor de multiplicación. El rating de SL que
aparece en la tab la 10.17 está dado
aproximadamente por SL=1/SRF.
La influencia de la presión de agua en las fracturas
es especialmente difícil de incorporar en un factor
de nivel de esfuerzo. Usualmente, las fracturas
alrededor de una excavación se encontrarán secas.
Luego, la influencia de la presión de aguas sobre
el esfuerzo efectivo es limitada. El esfuerzo total
debe ser seleccionado de la tabla 10.17.
C :factor de ajuste que cuantifica la mayor estabilidad
de una pared ver tical comparada con un techo
horizontal. Milne (1992) introdujo un factor de
ajuste por gravedad para compensar dicha
diferencia. Basado en Milne (1992) este factor
queda determinado por:
C = 5 - 4 • cos u
Donde u es el ángulo de manteo de la super ficie
medido desde la horizontal (C=1 para un techo
horizontal y C = 5 para una pared ver tical).
190
Tabla 10.17
Rating para el factor de nivel de esfuerzos (SL) - Palmström 1995
Sobrecarga
Clasificación Esfuerzo máximo 1 Aproximada Factor de Esfuerzos Niveles (SL)
(válido para k=1)
•Muy bajo nivel de < 0,25 MPa < 10 m 0 - 0,25 Promedio
esfuerzos 0,1
•Bajo nivel de 0,25 - 1 MPa 10 - 35 m 0,25 - 0,75 0,5
esfuerzos
•Moderado nivel 1 - 10 MPa 35 - 350 m 0,75 - 1,25 1,0
de esfuerzos
•Alto nivel de > 10 MPa > 350 m 1,25(*) - 2,0 1,5(*)
esfuerzos
En los casos donde la presión de aguas es de importancia para la estabilidad, se sugiere:
•Dividir SL por 2.5 para una influencia moderada.
•Dividir SL por 5 para una mayor influencia.(*) Un alto nivel de esfuerzos puede ser desfavorable para la estabilidad en paredes altas, un SL entre 0,5 y 0,75
es sugerido.
Capítulo 10: Herramientas Prácticas de Diseño
191
Tabla 10.18
Factor de orientación para fracturas y zonas (Palmström 1995, basado en Bieniawski 1984)
En las cajas En el TechoClasificación
Rating para factor
Para azimut Para azimut Para todo azimut de orientación (Co)
dip < 20º dip < 20º dip > 45º Favorable 1
dip 20 - 45º dip 20 - 45º dip 20 - 45º Regular 1,5
dip > 45º - dip < 20º Desfavorable 2
- dip > 45º Muy desfavorable 3
10.7.4 Estabilidad y Soporte para Fallas en Zonas
Débiles
Las zonas débiles consisten en macizos rocosos que
tienen propiedades significativamente más pobres que el
material rocoso que lo rodea. En estos términos, las zonas
débiles incluyen fallas, zonas o bandas de rocas débiles
dentro de roca relativamente resistente.
Las siguientes características de estas zonas son de
principal importancia para la estabilidad:
a)Orientación y dimensiones de la zona (ancho)
b)Reducción de esfuerzo en la zona comparado con el
esfuerzo en el macizo rocoso que la rodea.
c)Efecto de arco de material rocoso que rodea la zona
débil.
d)Posible presencia y efectos de "Swelling", "Sloughing",
o de materiales permeables en la zona.
Estos aspectos a menudo dependen de la geometría y
las condiciones del lugar en particular.
La composición de zonas débiles y fallas puede ser
caracterizada por el RMi y por sus parámetros. El material
en al zona débil debe ser considerado como continuo
luego de ser relacionado con el tamaño de túnel. Sin
embargo el sistema presentado para material rocoso
discontinuo también puede ser usado para cubrir muchos
tipos de zonas donde la razón de tamaño y el factor de
condición de material rocoso pueden ser ajustados con
los parámetros de la zona débil.
192
Capítulo 10: Herramientas Prácticas de Diseño
193
11.1 PROCEDIMIENTO DE INSTALACION
La estabilidad de una excavación depende en gran medida
de las técnicas de los sistemas y de la experticia de los
operadores encargados de la instalación de los sistemas
de refuerzo.
A pesar de los numerosos avances que ha tenido el
desarrollo de la tecnología del Rock Bolting, aún queda
bastante por hacer, pues estudios realizados en la minería
del carbón australiana, indican que el 35 % de los sistemas
de refuerzo no entregan un óptimo desempeño, siendo
tres las causas básicas; la mala calidad de la técnica
empleada en la instalación, la falta de capacitación y la
escaza experticia del recurso humano.
El proceso de instalación es una de las más peligrosas
operaciones, dentro de los trabajos en minería y consta
de varias actividades, las cuales deben ser monitoreadas.
De la misma manera, para conseguir un proceso eficiente
se requiere verificar el cumplimiento de las dimensiones
del elemento estructural y sus tolerancias, el cumplimiento
de las especificaciones del material y la evaluación de la
presencia de daño o contaminación.
Las actividades relevantes en el proceso de instalación de
los pernos SAFEROCK®, son:
1.Revisión y evaluación de los elementos del sistema,
tanto componentes principales como auxiliares.
2.Ensamblado del sistema de anclaje a instalar y verificación
de la presencia de daño en alguno de sus componentes.
3.Ejecución de la perforación donde se instalarán los
pernos SAFEROCK®.
4.Constatar que el extremo libre del pernos SAFEROCK®,
pintado de color amarillo, es el que debe quedar libre y
a la vista, ya que es el que recibe la tuerca.
5.Instalación del sistema de anclaje; colocación del
elemento estructural e inyección de la lechada ó del
grout químico adherente.
Capítulo 11: Procedimientos de Instalación SAFEROCK®
197
6.Proceso de fraguado de la lechada ó del grout químico.
Las actividades de per foración e inyección del grout
químico son dos actividades que tienen una incidencia
directa en el comportamiento y rendimiento del sistema
de refuerzo, razón por la cual es fundamental realizar
una operación eficiente en estos procesos.
11.1.1 Revisión de los Elementos del Sistema
Previo al ensamblado del sistema se debe realizar una
revisión de los componentes, consistente en: observar
si existe presencia de corrosión, daño mecánico, aditivos
químicos o grasos, salpicadura de soldadura,
microfracturas visibles, deformaciones y doblados
producido por manipulación o almacenaje.
Al utilizar cualquier tipo de limpiador químico para limpiar
grasas u otros elementos se debe tener la precaución
de que éste no sea agresivo y que, posterior a su
aplicación, no afecte a la inter fase lechada, elemento
estructural, de manera que el sistema de refuerzo sea
capaz de transferir carga de tracción.
11.2 PERFORACION
La operación de per foración puede ser realizada con
diferentes equipos diseñados para este efecto, tales como
equipos de perforación liviana, conocidos como Jack leg;
equipos mecanizados adaptados para per foración,
conocidos como Jumbo de avance, y los equipos
mecanizados diseñados especialmente para la instalación
de anclajes, conocidos como Jumbo Rockbolting.
En la per foración donde se instalará un sistema de
anclaje deben ser considerados varios aspectos, tales
como:
Control de la desviación de la perforación:
Existencia de un error de emboquillado y un error por
alineamiento definido por el grado de precisión en el
posicionamiento del equipo, tienen incidencia en el
rendimiento del esquema de refuerzo. El mayor o menor
grado de desviación que se tenga en la per foración es
determinado por:
• La experiencia del operador.
• El grado de mecanización del equipo.
• La longitud de la perforación
• El diámetro de perforación
• La condición estructural de la roca
• La rigidez de la plataforma de trabajo y/o montaje del
equipo
Es recomendable realizar un control de alineamiento y
desviación de la per foración en los 0,8 m iniciales, de
manera de corregir cualquier desviación que pueda incidir
en forma negativa en el rendimiento del sistema de anclaje
y, por ende, en el esquema de estabilización.
La desviación de la per foración se puede minimizar
utilizando barras y tubos de perforación de mayor diámetro
y rígidez.
El diámetro de per foración debe ser seleccionado
de manera tal que garantice que el elemento
estructural del sistema quedará totalmente embebido
en toda su longitud de anclaje y ajustado a las
tolerancias permitidas, considerando el tipo de grout
químico que se usará para la inter fase de adherencia,
así como también, eventualmente, que el diámetro
de per foración podría aumentarse, ya que puede
darse el caso que las condiciones estructurales de
la masa rocosa no permitan las to lerancias
especificadas. En el caso que las condiciones del
terreno no ameriten cambios, es impor tante cumplir
con las especificaciones definidas en el diseño de
per foración.
11.2.1 Método de Per foración
Elección del Método:
El método de perforación que se utilizará se seleccionará
considerando el tipo de sistema de anclaje por instalar
y las condiciones del terreno, de manera tal que este
proceso sólo permita un mínimo daño o perturbación en
las paredes de la perforación. Algunas de las razones por
las cuales se deben complementar estas consideraciones
están orientadas a:
• Prevenir el colapso de la perforación durante el proceso
de la instalación del sistema de refuerzo.
• Minimizar la pérdida de grout durante el proceso de
inyección.
• Minimizar el ablandamiento de paredes en rocas
permeables y/o degradables.
Evacuación del detritus:
De igual modo, el método de perforación debe considerar
la obtención de per foraciones limpias y libres de
obstrucción; por lo tanto, toma especial relevancia lograr
la evacuación total del detritus de la perforación, para
lo cual la mayoría de los equipos de perforación utilizan
un fluido, que puede ser agua o aire, o algún tipo de
lodo, si se requiere alguna estabilización o reducción de
fisuramiento durante el proceso de perforación.
El fluido a emplear en el barrido del detritus debe ser
elegido de acuerdo a la naturaleza de la roca a perforar
y que éstos no generen una condición nociva sobre el
elemento estructural, el grout químico y sobre la estabilidad
de la pared de la perforación.
El uso de aire como sistema de barrido puede ocasionar
obstrucciones o taponeo en caso de rocas de baja
cohesión o suelos poco cohesivos con humedad. El uso
de agua en perforaciones con presencia de arcilla o rocas
margosas puede producir un fenómeno de expansión de
éstas o ablandamiento, si el barrido con agua se mantiene
198
199
por un periodo prolongado.
Herramienta de Perforación:
El tipo de elemento o herramienta de perforación debe
ser seleccionado de acuerdo con el método definido, la
clase de terreno a per forar y el grado de desviación
permitido.
Dentro de las herramientas utilizadas para la perforación
se pueden encontrar:
• Tricono.
• Bit de botones y de pastillas.
• Coronas diamantadas.
• Escareadores.
También el tren de barras usado en la perforación puede
estar constituido por:
• Barrenas integrales.
• Barrenas extensibles.
• Barras de perforación.
• Tubos de perforación.
11.2.1.1 Perforación Manual
La perforación manual se realiza con máquina perforadora
liviana montada sobre empujador. La operación se realiza
en húmedo.
La secuencia de esta operación es la siguiente:
1)Inspección del área de trabajo:
a)Observar el estado de las paredes, techos y pisos
de la labor.
b)Identificar zonas de roca suelta.
c)Detectar posible existencia de tiros quedados.
d)Detectar irregularidades tales como sobre-
excavaciones, grietas, filtraciones de agua, etc.
e)Revisar el estado de la fortificación de acceso a la
frente. Verificar que el área se encuentre libre de
materiales innecesarios para la operación
f) Verificar también condiciones del aire ambiental y
necesidades de ventilación.
2)Preparación del área de trabajo:
a)Realizar ventilación si es necesario, hasta que las
condiciones de aire ambiental sean las permitidas
por el reglamento de seguridad minera vigente.
b)Realizar la acuñadura de techos y paredes con
barretilla de seguridad, del largo adecuado a la
sección de la labor.
c)Eliminar tiros quedados.
d)Retirar el material que no se requiera para la
operación.
e)Marcar la distribución de las perforaciones, según
diseño.
f) Trasladar el equipo de per foración, material y
accesorios.
g) Instalar los andamios, si se requiere, para la
perforación de techo.
3)Instalación del equipo de perforación:
a)Revisar el estado de la red de aire comprimido y
de agua para la perforación. Realizar reparaciones
si corresponde.
b)Revisar el estado de las mangueras y sus accesorios,
limpiarlas y soplarlas.
c)Rellenar con aceite el lubricador en la línea de la
perforadora.
d)Acoplar las mangueras a las redes de aire y agua
e)Revisar el estado de los aceros de per foración.
Verificar que correspondan a los diámetros y
longitudes requeridos.
f) Verificar el buen funcionamiento del equipo de
perforación.
4)Perforación en húmedo:
a)Iniciar la empatadura de la perforación con la barra
corta.
b)Controlar la dirección e inclinación de la barrenadura.
c)Realizar los cambios de barra conforme a la
profundización de la barrenadura.
Capítulo 11: Procedimientos de Instalación SAFEROCK®
200
d)Soplar los tiros con aire comprimido para eliminar
detritus una vez terminada la barrenadura.
5)Retiro del equipo de perforación:
a)Cerrar las llaves de paso de agua y aire comprimido.
b)Desacoplar las mangueras y ordenarlas.
c)Recuperar los aceros de perforación.
d)Trasladar el equipo, materiales y accesorios fuera
del área de trabajo.
e)Limpiar y ordenar el lugar de trabajo.
11.2.1.2 Perforación con Jumbo Electro - Hidráulico
La perforación con jumbo electro-hidráulico se realiza en
labores cuya dimensión de la sección no permite efectuar
la perforación con equipos manuales. Esto preferentemente
por razones de seguridad, ya que se elimina la necesidad
de utilizar andamios. Asimismo, estos equipos tienen
mayor rendimiento que los manuales.
La secuencia de actividades para esta operación es la
siguiente:
1)Inspección del área de trabajo:
a)Observar el estado de la roca en paredes, techos y
pisos de la labor.
b)Detectar posible existencia de tiros quedados.
c)Detectar ir regularidades tales como sobre-
excavaciones, grietas, filtraciones de agua, etc.
d)Revisar el estado de la fortificación de acceso a la
frente. Verificar que el área se encuentre libre de
materiales innecesarios para la operación.
f) Verificar las condiciones del aire ambiental y
necesidades de ventilación.
2)Preparación del área de trabajo:
a)Realizar ventilación si es necesario, hasta que las
condiciones de aire ambiental sean las permitidas
por el reglamento de seguridad minera vigente
b)Realizar acuñadura de techos y paredes con barretilla
de seguridad, del largo adecuado a la sección de
la labor.
c)Eliminar tiros quedados.
d)Retirar el material que no se requiera para la
operación.
e)Marcar la distribución de las perforaciones, según
diseño.
3)Traslado del equipo de per foración, materiales y
accesorios:
a)Antes de trasladar el equipo al frente de trabajo,
se debe realizar la inspección con motor detenido
y enseguida con motor en marcha. Esta inspección
considera el chequeo de controles de comando,
niveles de aceite hidráulico, aceite del compresor,
lubricador de per foradora y petróleo. Revisar el
estado de los neumáticos, cable de alimentación,
luces, cajas eléctricas, mangueras hidráulicas,
barras de perforación y otros elementos que sean
necesarios. Drenar agua condensada en trampas
de agua.
b)Trasladar el equipo respetando las normas de
circulación impuestas en la faena para equipos
motorizados. A medida que el equipo avanza se
desplazará el cable eléctrico.
4)Instalación del equipo en la frente de trabajo:
a)Estacionar el equipo y asegurarlo con gatas de
apoyo al piso.
b)Limpiar la manguera de agua y acoplarla a la red
de alimentación; luego conectar a la bomba.
c)Revisar los comandos; colocar la válvula de
perforación en neutro.
d)Inspeccionar los aceros de perforación.
e)Revisar las cajas eléctricas del equipo y conectar
el cable eléctrico del jumbo a la red de alimentación.
5)Perforación:
a)Posicionar los brazos y barras.
b)Controlar la dirección de las perforaciones.
c)Realizar la empatadura con equipo a media potencia.
d)Controlar la rotación, percusión y avance de acuerdo
201
a la calidad de la roca.
e)Evitar enganchar mangueras al efectuar cambios
en la posición de los brazos.
f) Soplar los tiros una vez terminada la operación de
perforación.
6)Retiro del equipo de perforación:
a)Desconectar el equipo de las redes de alimentación
eléctrica y de agua.
b)Limpiar y lavar el equipo protegiendo los puntos en
los que se pueda provocar daño.
c)Trasladar el equipo fuera del área de trabajo,
respetando las normas de circulación de la faena.
11.3 INYECCION
Una de las técnicas más utilizada para lograr la adherencia
entre el elemento estructural y la roca, es empleando
una interfase de grout químico que puede ser lechada
de cemento o resina de poliéster.
La inyección cumple además de ser una interfase, las
siguientes funciones:
• Proteger al elemento estructural de la corrosión.
• Reforzar el terreno en las zonas adyacentes a la
longitud de anclaje con el fin de aumentar su calidad
mecánica y de capacidad de carga.
• Transferir la carga desde el elemento estructural del
sistema al terreno circundante o viceversa.
• Sellar el terreno en las paredes de la perforación con
el fin de evitar perdida del grout.
11.3.1 Equipo y Materiales
• Perno SAFEROCK®
• Cemento Pórtland normal o Portland Puzolánico
• Aditivos
• Mangueras de inyección
• Manguera de aireación
• Huincha aisladora
• Agua y aire
• Acuñador
• Cuchillo
• Alicate
11.3.2 Instalación del Perno SAFEROCK®
El perno SAFEROCK® puede ser instalado en perforaciones
ascendentes o descendentes como elemento de refuerzo
pasivo o activo, con su extremo libre color amarillo a la
vista, el cual es el que recibirá la tuerca.
11.3.2.1 Perno SAFEROCK® pasivo ascendente
Per foraciones ascendentes mayores a 10° sobre la
horizontal.
Para la instalación del perno SAFEROCK® ascendente se
requiere emplear mangueras para inyección y aireación.
En el caso del cable, debe contar con un gancho fijador
o de anclaje en uno de sus extremos, para permitir su
anclaje al fondo de la perforación.
Procedimiento de instalación:
• Tubo de aireación (PVC de 7 mm de diámetro): Amarrar
el tubo de aireación en el caso de cable, mediante huincha
aisladora cada dos metros aproximadamente. El tubo
debe sobrepasar en 5 cm el largo del perno SAFEROCK®
al fondo de la perforación. Después de instalado el tubo
no debe cortarse hasta que el cable haya sido instalado.
Capítulo 11: Procedimientos de Instalación SAFEROCK®
202
La manguera debe cortarse aproximadamente a 70 cm
del techo.
• Tubo de inyección (PVC de 19 mm de diámetro):
Insertar una segunda manguera para la inyección del
grout o lechada, 30 cm al interior de la per foración,
medido a partir del collar de la perforación.
La manguera debe cortarse aproximadamente a 30 cm
del techo.
• Tapón del collar: En la boca de la perforación se debe
confeccionar un tapón de cemento para sellar la
perforación una vez instalado el cable y previo al proceso
e inyección.
El tapón debe tener como mínimo una longitud de
100 mm.
• Revisión de la perforación: La perforación previa a la
instalación del cable debe ser revisada para detectar
posibles obstrucciones al interior de ésta.
• Limpieza de la perforación: Una vez instalado el perno
SAFEROCK®, la perforación puede ser limpiada vía el
tubo de aireación mediante inyección de agua. Esto
permite eliminar detritus de roca adherido al cable y
eliminar rocas sueltas en las paredes de la perforación,
que pueden disminuir la capacidad de adherencia del
grout o lechada.
11.3.2.2 Perno SAFEROCK® pasivo descendente
Per foraciones descendentes menores a 10° bajo la
horizontal.
En las perforaciones descendentes, es de vital importancia
que la lechada o grout sea inyectada desde el fondo de
la per foración. Con esto se asegura que frente a la
presencia de agua dentro de la per foración ésta sea
desplazada y que la columna de grout no incorpore aire.
Procedimiento de instalación:
• Tubo de inyección (PVC 20 mm de diámetro): Se
introduce la manguera al fondo de la perforación. Para
el proceso de inyección esta manguera puede ser
reutilizada, pues se va retirando a medida que crece
la columna de grout en la perforación.
• Limpieza de la perforación: Mediante la aplicación de
un flujo de agua y/o aire puede limpiarse la perforación
para eliminar detritus de rocas que se encuentren
alojadas en el interior de ésta.
11.3.3 Proceso de Inyección del Grout o Lechada
Aspectos de seguridad:
• Inspeccionar el área de trabajo antes de iniciar cualquier
operación.
• Proteger cara, manos y brazos, previos al iniciar de la
operación de grouting.
• Utilizar ropa y equipo de seguridad adecuado para
protegerse del ataque de proyecciones de grouting,
durante el proceso de inyección.
• Usar equipo protector de ojos y mascarilla para polvo
de cemento.
• Revisar las conexiones del equipo de grout.
• Detener el equipo antes de realizar reparaciones.
Aspectos prácticos:
• Si el volumen inyectado es superior a lo calculado (por
ej. 2 a 3 sacos de cemento para una perforación de
65 mm de diámetro x 20 m de longitud) y la perforación
no muestra evidencia de ser llenado, debe detenerse
el proceso.
• Almacenar los sacos de cemento por un período no
superior a una semana en el interior de la mina, porque
éste se deteriora rápidamente bajo condiciones
ambientales de humedad.
• La operación de inyección puede ser monitoreada
colocando al extremo del tubo de aireación un recipiente
con agua. Si se detectan burbujas en el agua es porque
la perforación aún no se ha llenado. Si no se detectan
burbujas en el agua, debe detenerse la inyección, pues
el grout ha llenado completamente la perforación.
Capítulo 11: Procedimientos de Instalación SAFEROCK®
203
• El nivel de la mezcla del tambor de mezclado de la
máquina es un buen indicador del proceso de inyección.
Si existe variación del nivel es porque la perforación
está siendo rellenada con grout; si el nivel se presenta
estático, es porque existe bloqueo en la manguera o
la perforación está llena
• Los bloques en la manguera deben eliminarse
inyectando agua y/o aire
• En perforaciones que presenten agua, se debe disminuir
la cantidad de agua que se incorpore en el estanque
de mezclado
Aspectos sobre la instalación
• Empujar el perno SAFEROCK® con mangueras al interior
de la perforación y hasta el fondo de ésta
• Proceder el aseguramiento del elemento dentro de la
per foración fabricando un tapón de cemento en el
collar de la perforación
• Inyectar aire por el tubo de inyección y comprobar si
existe retorno por el tubo de aireación. Si la
comprobación es negativa, instalar un segundo tubo
de inyección para realizar el proceso en dos etapas
11.3.4 Preparación de Lechada
Aspecto del equipo:
• Revisar las condiciones mecánicas del equipo.
• Observar y revisar aspectos de limpieza del equipo,
de modo que no existan restos de cemento o agua en
el estanque revolvedor.
• Revisar las condiciones de acoplamiento de mangueras
de inyección y aire.
Aspecto de la dosificación:
La razón agua/cemento que permite obtener los mejores
resultados varía en el rango de 0,3 a 0,4.
• Use 13 litros de agua por saco de cemento para obtener
una razón agua/cemento de 0,30.
• Use 15 litros de agua por saco de cemento para obtener
una razón agua/cemento de 0,35.
• Use 17 litros de agua por saco de cemento para obtener
una razón agua/cemento de 0,40.
Proceso de mezclado:
• Adicionar 2/3 del agua e iniciar el proceso de mezclado.
• Adicionar el aditivo acelerante o plastificante según lo
calculado por saco de cemento en peso, si es requerido.
• Adicionar 2/3 del cemento en forma lenta para conseguir
un buen mezclado.
• Continuar el mezclado hasta obtener una lechada de
aspecto cremoso consistente. Detener el equipo para
depositar una porción sobre la mano y comprobar que
no gotea o se cae de la palma de la mano, cuando ésta
se coloca en forma lateral.
Aspecto de inyección:
• El operador debe constantemente inspeccionar el flujo
de inyección a través del tubo y chequear la consistencia
o viscosidad.
• Conectar el tubo de inyección al equipo y asegurar la
conexión.
• El operador debe chequear si existe retorno de aire por
el tubo de aireación, durante el proceso de inyección.
• Cuando la per foración ha sido llenada, el tubo de
inyección debe doblarse en la mitad y quedar sujeto al
elemento de refuerzo, con huincha plástica.
• Desconecte el equipo siguiendo el procedimiento
establecido para ello.
11.4 RIESGOS Y MEDIDAS DE CONTROL
En las tablas 11.1 a 11.3 se adjunta una propuesta de
AST (Análisis de Seguridad del Trabajo) que puede ser
mejorado de acuerdo con las condiciones locales,
especialmente en lo referido a equipos.
204
Tabla 11.1
Perforación Manual - AST (Análisis de Seguridad del Trabajo).
Tarea
Inspección área de trabajo.
Preparación área de trabajo:
a) Tiros quedados.
b) Acuñadura.
c) Traslado de equipo, materiales y
accesorios.
d) Instalar andamio.
Riesgos Asociados
Ambiente contaminado con polvo y
gases tóxicos
Caída de roca
Existencia de tiros quedados
Exposición a onda expansiva y
proyección de partículas
Caída de roca
Proyección de partículas
Sobreesfuerzo
Golpearse o golpear a otro con objetos
Sobreesfuerzo
Caída a nivel
Golpearse o golpear a otro con objetos
Caída a desnivel
Golpe por azote de mangueras sueltas
Golpearse con equipo
Medidas de Control
Uso de protector respiratorio
Uso de casco y zapatos de seguridad
Señalizar el peligro
Eliminar tiros quedados según
procedimiento del Reglamento de
Seguridad Minera
Uso de casco y zapatos de seguridad
Uso de antiparra
Uso de barretilla de largo adecuado
Uso de guantes de protección
Manejo correcto de los materiales y
mantener despejada el área de trabajo
Buena visibilidad
Distribución adecuada de la carga
Usar medios de transporte en buenas
condiciones
Evitar la sobreexigencia de la capacidad
muscular
Precaución al realizar las operaciones
Buena visibilidad
Manejo correcto de de los materiales
y mantener despejada el área de trabajo
Buena visibilidad
Asegurar la estabilidad del andamio
Uso de cadenillas de seguridad para
sujetar mangueras
Adoptar posición adecuada al
manipular equipo. Uso de guantes y
zapatos de seguridad
Instalación del equipo de perforación:
a) Revisión de la red de aire
comprimido e instalación de
mangueras de aire comprimido y agua
con sus accesorios.
b) Verificar funcionamiento de equipo
perforador.
Capítulo 11: Procedimientos de Instalación SAFEROCK®
205
Tabla 11.1 (Conclusión)
Perforación Manual - AST (Análisis de Seguridad del Trabajo)
Tarea
Perforación en húmedo:
a) Empatadura y avance de la
perforación.
b) Soplar tiros con aire comprimido.
Retiro de equipo de perforación,
traslado de equipo, materiales y
accesorios fuera del área de trabajo
Revisar y preparar área de trabajo
Trasladar equipo al lugar de trabajo
Conectar y chequear mangueras
Preparar lechada
Vaciar mezcla al equipo lechador
Riesgos Asociados
Proyección de partículas
Contacto con barras de perforación
girando
Exposición a ruido
Proyección y emisión de partículas
Golpearse o golpear a otro con objetos
Sobreesfuerzo
Ambiente contaminado con polvo y
gases tóxicos
Caída de roca
Sobreesfuerzo
Golpes con objetos
Caída a nivel
Golpes con herramientas y/o
materiales
Proyección de partículas y polvo
Sobreesfuerzo
Sobreesfuerzo
Golpearse o golpear a otros
Medidas de Control
Uso de antiparra
Uso de guantes de seguridad
Uso protector auditivo
Uso de antiparra y protección
respiratoria
Retirar equipo, materiales en forma
ordenada
Mantener despejado los accesos
Buena visibilidad
Distribución adecuada y equilibrada
de la carga sobre los medios de
transporte
Usar medios de transporte en buenas
condiciones
Uso de protector respiratorio
Uso de casco y zapatos de seguridad
Señalizar el peligro
Distribución adecuada del peso de la
carga y estabilidad de la misma
Buena visibilidad y precaución en la
operación de transporte
Uso de guante de seguridad
Uso de herramientas en buen estado
Uso protección respiratoria, guantes
y antiparras
Adoptar posición correcta durante la
operación
Adoptar posición correcta y no
sobrepasar resistencia corporal
Mantener área despejada e iluminada
206
Tabla 11.2
Instalación Manual de pernos SAFEROCK® (Análisis de Seguridad del Trabajo)
Tarea
Inspección área de trabajo
Preparación área de trabajo
a) Acuñadura.
b) Traslado de equipo y materiales
al área de trabajo.
c) Revisión de red de aire
comprimido e instalación de
mangueras y accesorios.
d) Instalación de andamio.
Instalación del perno SAFEROCK®:
a) Limpieza de la perforación con
aire comprimido.
b) Preparación de lechada de
cemento.
c) Inyección de la lechada en la
perforación.
d) Introducción del perno
SAFEROCK® en la perforación con
lechada, con el extremo color
amarillo a la vista.
Retiro de equipos y materiales y
limpieza del área de trabajo
Instalación de planchuela y tuerca
del perno SAFEROCK®
Riesgos Asociados
Ambiente contaminado con polvo en
suspensión
Caída de roca
Caída de roca
Proyección de partículas
Sobreesfuerzo
Sobreesfuerzo
Golpes con objetos
Caída a nivel
Golpe por azote de manguera suelta
Golpearse (o golpear a otro) al realizar
la instalación
Caída a desnivel, desde andamio
Proyección de partículas y emisión de
polvo
Emisión de polvo de cemento y aditivos
Sobreesfuerzo al cargar materiales
Proyección de partículas y caída de
lechada por rebalse
Golpearse (o golpear a otro) al
manipular el perno
Golpearse o golpear a otro con
materiales
Caída a nivel
Atrición de dedos con llave
Medidas de Control
Uso de máscara contra polvo
Uso de casco y zapato de seguridad
Uso de casco de seguridad
Uso de antiparra
Uso de barretilla de largo adecuado
Uso de guantes y zapatos de seguridad
Distribución adecuada de la carga y
estabilidad de la misma
Buena visibilidad y precaución en la
operación de transporte
Uso de cadenilla de seguridad para
unir mangueras
Manejo correcto de materiales y
mantener área despejada
Asegurar estabilidad del andamio
Trabajar sobre andamio con cola de
seguridad
Uso de antiparra y protección
respiratoria
Uso de protección respiratoria y
guantes
Postura correcta para carga de materiales
y no sobrepasar limite de carga.
Uso de protección facial y ubicación
del trabajador fuera de la línea de
caída del material
Mantener área despejada de
materiales y personas, manipulación
correcta del perno y tener buena
visibilidad durante la operación.
Retirar materiales en forma ordenada
Mantener despejada el área de trabajo
Manipulación correcta de herramienta
Capítulo 11: Procedimientos de Instalación SAFEROCK®
207
Tabla 11.3
Perforación con Jumbo Electro-Hidráulico (Análisis de Seguridad del Trabajo)
Medidas de Control
Uso de protector respiratorio
Uso de casco y zapatos de seguridad
Señalizar el peligro
Eliminar tiros quedados según
procedimiento del Reglamento de
Seguridad Minera
Uso de casco y zapatos de seguridad
Uso de antiparra
Uso de barretilla de largo adecuado
Uso de guantes de protección
Manejo correcto de los materiales y
mantener despejada el área de trabajo
Buena visibilidad
Distribución adecuada de la carga
Mantener buena visibilidad, ubicación
correcta durante la operación
Evitar la sobreexigencia de la
capacidad muscular
Precaución al realizar las operaciones
Buena visibilidad
Chofer debe tener buena visibilidad
durante el traslado
Vehículo debe poseer focos, alarma
de retroceso y bocina
Las labores de tránsito deben poseer
espacios destinados a refugios para
peatones a distancias adecuadas.
Los peatones deben transitar provistos
de chalecos reflectantes
Riesgos Asociados
Ambiente contaminado con polvo y
gases tóxicos
Caída de roca
Existencia de tiros quedados
Exposición a onda expansiva y
proyección de partículas
Caída de roca
Proyección de partículas
Sobreesfuerzo
Golpearse o golpear a otro con objetos
Sobreesfuerzo
Caída a nivel
Atropellamiento
Tarea
Inspección área de trabajo.
Preparación área de trabajo:
a) Tiros quedados.
b) Acuñadura.
Traslado de equipo de perforación,
materiales y accesorios:
Tabla 11.3 (Conclusión)
Perforación con Jumbo Electro-Hidráulico (Análisis de Seguridad del Trabajo)
Tarea
Instalación del equipo en la frente
de trabajo
Perforación
Retiro de equipo de perforación
Riesgos Asociados
Riesgo Eléctrico
Golpearse o golpear a otro con
herramientas, barras, accesorios, etc
Proyección de partículas, polvo en
suspensión
Exposición a ruido
Riesgo eléctrico
Golpearse o golpear a otro con objetos
Sobreesfuerzo
Medidas de Control
Las instalaciones eléctricas deben
ser realizadas por personal autorizado
Las cajas eléctricas y cables eléctricos
deben estar en buenas condiciones
y ser apropiados para la tensión de
trabajo
Uso de guantes de seguridad.
Buena visibilidad
Ubicación correcta de los operadores
Precaución al realizar maniobras
Uso de antiparra y/o protección facial
Uso protector auditivo
Las Instalaciones eléctricas deben
ser realizadas por personal autorizado
Las cajas eléctricas y cables eléctricos
deben estar en buenas condiciones y
ser apropiados para la tensión de trabajo
Uso de guantes de seguridad
Retirar equipo, materiales en forma
ordenada
Mantener despejado los accesos
Buena visibilidad
No sobrepasar la capacidad muscular
Distribución equilibrada de la carga
208
Anexos
A1. Términos y Definiciones
A2. Normas de Referencia y Alcance del Reglamento de SERNAGEOMIN
A3. Conversión de Unidades
Anexos
211
A.1. TERMINOS Y DEFINICIONES
Los principales términos que a continuación se indican,
están en concordancia con las normas ASTM A 432 -
95 y ASTM A 615-00. En estas normas se aplican las
siguientes definiciones:
• Anclaje permanente: Un anclaje con una vida útil
de diseño superior a dos años.
• Anclajes químicos: Materiales químicos que
proporcionan el anclaje entre el perno o barra y la
pared de la per foración.
• Anclaje temporal: Un anclaje con una vida útil de
hasta dos años.
• Barras con resaltes: Barra que posee indentaciones
o estrías transversales y longitudinales al eje de la
barra, diseñada para ser usada como refuerzo del
hormigón armado.
• Barra plana: Barra de acero que no posee estrías
o indentaciones.
• Barras roscadas: Barras que se utilizan con una
tuerca en un extremo y un dispositivo del anclaje
en el otro.
• Cabeza del anclaje: Parte del anclaje que transmite
la carga de tracción desde el elemento estructural,
a una placa o estructura de apoyo en super ficie.
• Cabezas de expansión: Dispositivos de anclaje que
se expanden mecánicamente, para adherirse en las
paredes de la per foración y así transferir la carga.
• Carga de fluencia: Carga del anclaje correspondiente
al punto final de la primera parte recta de un grafico
de carga del anclaje, versus el coeficiente de fluencia.
• Carga de prueba: Máxima carga de prueba a la cual
se somete un anclaje.
• Carga de servicio o de trabajo: Con el uso de
coeficiente de seguridad, es necesario definir el termino
"Carga de Servicio o Trabajo" como la solicitación del
anclaje estimada para un estado de cargas.
• Deformación: Tipo de estría o indentaciones que posee
la barra sobre su superficie.
• Diámetro de per foración: Se define de acuerdo al
diámetro de la broca o revestimiento, excluyendo
cualquier sobrexcavación de la pared de la perforación.
• Dispositivos de anclaje: Cualquier dispositivo capaz
de transmitir una carga de tracción a través de un
fenómeno de adherencia, y compromiso físico entre
las super ficies de una barra y un grout químico, o
con cualquier otro material adaptable en una
perforación.
• Dispositivos fricciónales del anclaje (Split Set):
Dispositivos diseñados para una transferencia de
carga mediante fuerzas radiales, que actúen sobre
la longitud completa de contacto entre la superficie
del dispositivo y la pared de la perforación, generando
una fuerza de fricción.
• Extensiones o coplas: Son accesorios para aumentar
la longitud de las barras roscadas, o estriadas,
mediante una unión o acoplamientos de ellas.
• Golillas biseladas: Son golillas o arandelas que tienen
en sus caras un corte en ángulo que permite orientar
el perno o barra, para ser instalada en un bajo
ángulo, de manera de mantener la tuerca en forma
perpendicular al eje del perno.
• Longitud de adherencia: Longitud del anclaje
directamente adherida a la lechada de cemento o
grout químico, capaz de transmitir la carga de tracción
aplicada.
• Longitud fija: Normalmente coincide con la longitud
de adherencia y es la longitud de diseño considerada
para transmitir la carga a la roca, a través de una
interfase química.
• Pernos estriados y barras roscadas: Barras estriadas
o lisas usadas en la fortificación, las cuales deben
tener deformaciones especiales u otras características
de diseño, para proporcionar una super ficie de
adherencia o anclaje entre el acero y la lechada.
• Pernos de fortificación: Barras laminadas en caliente
o en frío, con rosca maquinada en un extremo, para
ser utilizados con los dispositivos de anclaje, de
212
manera de reforzar mecánicamente el autosopor te
de los techos de la mina, paredes, o para anclaje de
equipos sobre fundaciones.
• Planchuelas: Son placas de apoyo que sirven para
distribuir la carga en la super ficie de la roca.
Generalmente son placas cuadradas, fabricadas en
aceros estructurales con una dimensión mínima de
6" (152 milímetros) por lado.
• Prueba de aceptación: Es una prueba de carga que
mide que cada anclaje cumpla con los criterios de
aceptación establecidos.
• Prueba de arranque: Prueba de carga para establecer
la carga máxima de un anclaje en la inter fase
lechada/roca y para determinar las características de
un anclaje en el rango de la carga de trabajo.
• Prueba de sistema: Prueba que se realizara en un
sistema de anclaje para verificar su desempeño con
respecto a l compor tamiento r equer ido .
• Pull-out: Método utilizado en la determinación de las
propuestas de los elementos de refuerzo que son
granteados a columna completa.
• Resalte: Estría que posee una barra deformada.
• Resistencia externa del anclaje: Resistencia del
anclaje en la inter fase entre el terreno y la longitud
adherida a la pared de la perforación.
• Tuercas de la tensión: Tuercas que son diseñadas
para inducir y para mantener una tensión en un perno.
• Tuercas esféricas: Tuerca que son planas en un
lado y tienen una cara esférica en el otro lado. La
combinación de una arandela esférica junto con una
planchuela con domo, permite la instalación del perno
en un bajo ángulo, de manera de mantener
perpendicular la cabeza del perno con respecto al
eje del perno.
Anexos
213
A.2 NORMAS DE REFERENCIA Y ALCANCE DEL
REGLAMENTO DE SERNAGEOMIN
A.2.1 Introducción
Dentro del ámbito nacional no se conocen normas
específicas que estén relacionadas con la fabricación,
pruebas y monitoreos para aquellos elementos
estructurales que son empleados para la estabilización
de macizos rocosos, con el objetivo de mejorar la
condición mecánica de este medio.
Como es conocido, el macizo rocoso es un medio en el cual
se desarrollan numerosas construcciones de infraestructura
subterráneas para uso civil, vial y minero, las cuales requieren
permanecer estables por varios años. Por esta razón y por
las características mecánicas que presenta el macizo durante
la construcción de las obras subterráneas, es necesario
incorporar elementos de refuerzo y soporte, de manera de
permitir que estas construcciones permanezcan estables
durante toda su vida útil.
Por lo anterior, las normas que se explicitan a continuación
están relacionadas con aquellas normas consideradas que
son aplicables a la fabricación de elementos estructurales,
tipos de materiales empleados en su fabricación, propiedades
mecánicas, composición química, pruebas de terrenos, de
laboratorio, etc. También se han incluido algunas normas
chilenas que tienen aplicación en la fabricación de elementos
empleados para estructuras de hormigón armado, medio
empleado en la construcción de obras civiles, y normas
aplicadas a ensayos a morteros y cementos.
A.2.2 Norma ASTM F 432 - 95 Especificaciones
Estándar para Pernos de Anclaje y Accesorios
Alcance de la norma:
Esta norma especifica los requisitos químicos, mecánicos
y dimensionales que deben cumplir todos aquellos
elementos estructurales que serán utilizados para la
estabilización del macizo rocoso, conocidos comúnmente
como "pernos de anclaje de roca y sus accesorios".
Esta norma involucra a todos aquellos pernos de anclaje
que en la actualidad son empleados para el refuerzo de
roca, tanto en obras civiles como las realizadas por la
industria minera, a saber:
• Barras de acero sólido con hilo en ambos extremos.
• Pernos de barra sólida lisa ranurada en un extremo.
• Pernos de barras roscadas.
• Pernos de barras con resalte continuo.
• Dispositivos de extensión, como coplas roscadas,
dispositivos usados para el anclaje mecánico puntual,
sistema roof truss, y otros conformados que son
utilizados como anclajes y que actúan como anclaje
fraccional.
De igual forma también involucra a toda aquella
maquinaria mecánica usada para la instalación de
sistemas de anclaje.
Todos estos productos representan a los más variados
diseños usados como sistemas de estabilización de
rocas.
Las especificaciones indicadas en esta norma están
sujetas a cambio y pueden ser revisadas para tratar la
incorporación de nuevas tecnologías relacionadas con
pernos de anclajes de roca.
Esta norma especifica que los valores unitarios se
expresarán en unidades de libra-pulgada, los cuales
deben ser tomados como la dimensión estándar. Los
valores dados en paréntesis en esta norma tienen carácter
de informativos solamente.
También se establece que los aspectos de seguridad
214
indicada en este documento, sólo tienen que ver con las
precauciones que se deben adoptar en la sección 10 de
esta norma y que dicen relación con los métodos de las
pruebas a los que deben ser sometidos. Este documento
no pretende fijar estándar sobre los temas de seguridad
relacionados con la aplicación y fabricación de los pernos
de anclaje, si las hubiese. Es de responsabilidad del
usuario y de los fabricantes establecer prácticas apropiadas
de seguridad y de protección de la salud, así como también
determinar los limites de aplicabilidad y reguladoras, antes
de la utilización de los pernos de anclaje y accesorios.
A.2.2.1Documentos referidos
La norma ASTM F432 - 95 toma como referencia las
siguientes normas ASTM:
• A29/A 29M: Especificación para las barras de acero,
carbón y aleación, forjadas y maquinadas en frío, y
requerimientos generales.
• A 47: Especificación para los fundiciones ferríticas
de hierro maleable.
• A 194/A 194M: Especificación para las tuercas del
acero al carbón y de aleación para los pernos sometidos
a alta presión y temperatura.
• A 220: Especificación para el hierro maleable perlíticos.
• A 370: Especificación de los métodos y de las
definiciones para las pruebas de los productos en
acero.
• A 536: Especificación para las fundiciones dúctiles del
hierro.
• A 563: Especificación para las tuercas de acero al
carbono y de aleación.
• A 568/A 568M: Especificación de los requerimientos
generales para el acero laminado en bobina al carbono
de alta resistencia y baja aleación, laminados en caliente
y laminados en frío.
• A 615: Especificaciones de los requerimientos generales
para las barras lisas y estriadas empleadas para el
refuerzo de hormigón.
• A 751: Especificaciones de los métodos, prácticas
operativas, y la terminología para el análisis químico
de los productos de acero.
• D 1248: Especificación de los productos para los
plásticos de polietileno moldeados y de los materiales
de plásticos extruidos.
• F 436: Especificación para la dureza de los aceros
usados en la fabricación de planchuelas.
• F 606: Especificaciones para los métodos de prueba
para determinar las características mecánicas de los
roscados maquinados externamente e internamente
de arandelas y remaches.
A.2.3 Normas Chilenas Referenciales Vigentes
• Norma Chilena NCh204: Acero - Barras laminadas en
caliente para hormigón.
• Norma Chilena NCh201: Acero: Ensayo de doblado de
planchas de espesor superior o igual a 3 mm, barras
y perfiles.
• Norma Chilena NCh200: Productos metálicos - Ensayo
de tracción.
• Norma Chilena NCh211: Barras con resalte en obras
de hormigón armado.
• Norma Chilena NCh203: Aceros para uso Estructural
- Requisitos.
• Norma Chilena NCh434: Barras de acero de alta
resistencia en obras de hormigón armado.
A.2.4 Aspectos sobre los Materiales y Fabricación
de un Sistema de Refuerzo
El refuerzo de la roca juega un papel fundamental
en la manutención y aseguramiento de la estabilidad
de las excavaciones mineras y de la ingeniería civil.
En los últimos años esta técnica ha tenido un
Anexos
215
desarrollo impor tante en su aplicación, destacando
la f lexibil idad que presenta como método de
estabilización de roca.
Se denomina Sistema de Refuerzo a todos aquellos
elementos estructurales fabricados preferentemente en
acero, que van embebidos con lechada o resina al interior
de una perforación realizada en la roca o suelo, tales
como pernos de anclaje y cables, y que permiten modificar
la resistencia mecánica de las discontinuidades y
estructuras geológicas presentes en el macizo rocoso,
mediante un trabajo de transferencia de carga.
El concepto de Transferencia de Carga, es un aspecto
fundamental para entender el compor tamiento del
refuerzo de roca y la acción de los diferentes elementos
sobre la estabilidad de una excavación al interior del
macizo rocoso. Este mecanismo permite en forma
inmediata identificar dos criterios en el diseño y
fabricación de los actuales elementos de refuerzo
existente en el mercado. Se precisa la suficiente longitud
del elemento de refuerzo para conseguir el anclaje en
una región estable; además, la transferencia de carga
entre el elemento y la roca debe rápidamente alcanzar
la capacidad del elemento de anclaje.
Los elementos de refuerzo están disponibles en un gran
número y en un amplio rango de materiales y capacidades,
y admiten variados métodos de instalación.
A.2.4.1Materiales y Productos
Los sistemas de anclaje pueden ser fabricados en
distintos tipos de materiales que incluyen aceros
estructurales, acero de alta resistencia, aceros
inoxidables, fibra de vidrio y fibra de carbón; también
se ha utilizado madera y caña de bambú. Los distintos
sistemas de anclaje admiten estos tipos: barra rígida,
barra con per foración interior, tubo de expansión,
cables y anclaje mecánico.
A.2.4.2Características y Propiedades del Acero
Las cualidades del acero como material de anclaje, lo
han llevado a desplazar la aplicación de la madera
como elemento de estabilización en la industria minera
contemporánea, especialmente en aquellas minas
donde las labores mineras deben mantenerse abierta
por períodos mayores a 10 años. Las características
básicas del acero que lo han llevado a ser el material
de mayor uso en la fabricación de elementos de
sostenimientos en minería, que se pueden resumir
como sigue:
A.2.4.3 Ventajas del material
1.El acero es un mater ial muy homogéneo,
manufacturado bajo condiciones metalúrgicamente
estables, con propiedades mecánicas muy
determinadas, por lo que se puede usar en el
diseño con factores de seguridad más bajos.
2.El acero tiene un módulo de elasticidad de Young
(E= 2.000.000 kg/cm2), mucho más elevado que
otros materiales estructurales, lo que le da una
ventaja contra las deformaciones, el pandeo, etc.
3.El acero se puede manufacturar en forma de
aleaciones que tienen un conjunto de altos
requerimientos para el diseño.
4.El acero es el material que resulta menos afectado
por las condiciones atmosféricas, como la
temperatura y la humedad.
5. Los elementos de estabilización que se encuentren
totalmente deformados se pueden retirar y
separarse como chatarra y volver a reciclarse,
reduciendo los aspectos ambientales en las
faenas.
216
A.2.4.4Estructura química
Químicamente el acero es una aleación de hierro y de
carbono. Existen algunos elementos como el fósforo
(0,01%-0,08%) y el azufre (0,01% -0,06%), que se presentan
como elementos residuales en el acero. Otros elementos,
como manganeso, silicio, níquel, cromo y molibdeno se
incorporan en porcentajes variados para formar aleaciones
especiales que permiten alcanzar diversas propiedades
mecánicas en el acero.
A.2.4.5 Características mecánicas
Cualquier estudio sobre las características del acero tiene
que considerar la relación esfuerzo-deformación, la
resistencia, los tipos de ruptura, la dureza y el diseño.
Todo elemento estructural fabricado en acero tiene estas
características mecánicas:
• Un límite de elasticidad.
• Una capacidad de alargamiento desde el limite de
elasticidad.
• Una carga de ruptura.
La curva típica de tensión - deformación define un punto
como límite elástico bajo una carga determinada de
acuerdo con las características del acero, donde el modulo
de elasticidad de Young se toma como E= 2,1 x 106
kg/cm2. La proporción lineal continúa hasta el punto 0,2%
de deformación. Después de este punto tiene lugar un
espacio de "fluencia" con deformaciones constantes; la
falla sucede después de que se han alcanzado estos
límites.
El porcentaje de carbono es el factor más importante en
la resistencia a la tensión dentro de los límites elásticos
del acero y en la elongación en el punto de ruptura. Este
factor permite definir el grado del acero, el cual queda
identificado por la tensión de fluencia del acero y el tipo
de falla.
El acero se fractura tanto por tendencia a la ductibilidad
como a la fragilidad. Los aceros con bajo contenido
de carbono se caracterizan por tener un punto de
fluencia claramente definido, alcanzan una gran
deformación plástica y tienen una falla dúctil.
Los aceros de alto contenido de carbono se
caracterizan por no tener claramente definido el punto
de fluencia, presentan una cur va de deformación
plástica pequeña y tienen una falla más bien frágil.
De acuerdo con la norma Chilena NCh.204 vigente, se
definen tres grados de aceros para uso en la fabricación
de elementos de refuerzo, pero en la práctica se utilizan
los grados A440 - 280H y A630 - 420H.
El acero se puede proporcionar en diferentes longitudes
y diámetros, y se debe tener siempre presente en la
recomendación de un diseño que hay que utilizar
sistemas de anclaje para los cuales exista una
experiencia comprobada y documentada de su
funcionamiento y de su durabilidad. Así como también
que en algunas circunstancias es deseable la aplicación
de un acero de alta resistencia para una aplicación
puntual y en otras es preferible utilizar un acero de
bajo carbono para una distribución de carga sobre un
área determinada.
Todo sistema de anclaje debe someterse, como mínimo,
a una prueba de sistema para verificar su validez y se
debe elaborar un informe detallado de los resultados
de la prueba.
Todos los materiales utilizados deben ser compatibles
entre sí. Esto se aplica en particular a los materiales
adyacentes con una super ficie común.
Anexos
217
Durante todo el tiempo de utilización previsto para el
anclaje, los materiales deben conservar propiedades
adecuadas para que el anclaje no pierda su función
de diseño.
A.2.5 Componentes de un Sistema de Anclaje
a) Barras de Acero
Los pernos de anclajes utilizados por la industria minera
y de la construcción en Chile se fabrican generalmente
en acero, y para ello normalmente se utilizan dos grados
de aceros definidos por la norma Chilena NCh204.
Las barras de aceros utilizadas en la fabricación de
pernos de anclajes deben cumplir con las normas
Chilenas y, eventualmente con las normas ASTM.
Normas Chilenas:
• NCh204: Acero - Barras laminadas en caliente para
hormigón armado:
Esta norma establece los requisitos que deben
cumplir las barras de acero de sección circular
laminadas en caliente a par tir de lingotes y
palanquillas.
Esta norma se aplica a las barras lisas y con
resaltes, especificadas anteriormente, destinadas
a emplearse en hormigón armado.
• NCh211: Barras con resaltes en obras de hormigón
armado
Esta norma establece las condiciones que deben
cumplirse para el empleo de las barras con resaltes
en obras de hormigón armado. Se aplica a las
estructuras de hormigón armado en que se empleen
barras con resaltes de diámetro nominal inferior o
igual a 26 mm.
• NCh203: Acero para uso estructural - Requisitos
Esta norma establece los requisitos que deben
cumplir los aceros, sean estos aceros al carbono,
aceros microaleados o aceros de alta resistencia
y baja aleación, destinados al uso de estructuras
de usos generales y estructuras de construcciones
sometidas a cargas de origen dinámico, de acuerdo
con las normas, reglamentos y ordenanzas de
construcción vigentes y de uso general.
Establece los criterios de inspección, muestreo y
de aceptación y rechazo. Se aplica a los aceros
para barras, productos planos y per files, ya sean
laminados, plegados, conformados en frío o
soldados.
• NCh434: Barras de acero de alta resistencia en
obras de hormigón armado.
Esta norma establece las condiciones que deben
cumplirse para el empleo de barras de acero de
alta resistencia, con resaltes, en obras de hormigón
armado. Se aplica a las estructuras de hormigón
armado en que se empleen barras de acero cuyo
límite de fluencia sea igual o superior a 42 kg/mm2
y hormigones controlados de las clases D y E.
• Normas ASTM:
- ASTM F 432 -95:
- ASTM A 615 -00
- ASTM A 36
b) Conectores
Los conectores o coplas son elementos accesorios
fabricados con el objetivo de permitir la unión,
empalme o acoplamiento de elementos de refuerzo.
Su construcción y diseño deben cautelar la posibilidad
de que no disminuya la resistencia a la tracción
requerida por el sistema de refuerzo.
La presencia del acoplamiento no debe impedir el
libre alargamiento del elemento estructural de acero.
Los conectores de acero deben cumplir con la norma
ASTM F 432-00.
218
c) Centralizadores
Para el anclaje de los sistemas de refuerzo al interior
de la per foración, se utiliza frecuentemente lechada de
cemento o resina de poliéster, la cual permite generar
la interfase de adherencia entre el elemento estructural
y la roca.
El espesor del recubrimiento varía de acuerdo al tipo
de grout químico que se utilice. Para el caso de la
lechada de cemento, se debe utilizar un recubrimiento
mínimo de 10 mm, y para el caso de usar resina de
poliéster, el espesor mínimo del recubrimiento debe
ser 3 mm. No es fácil lograr que este recubrimiento
sea uniforme a través de toda la longitud de anclaje
o adherencia del elemento estructural, más aún si la
per foración presenta una dirección angular inclinada
con respecto a la ver tical. Para conseguir un
recubrimiento uniforme se utilizan centralizadores.
Los centralizadores deben ser construidos en acero o
en material plástico de manera que presenten
condiciones mecánicas compatibles con el sistema de
refuerzo y, además, que sean resistentes a la corrosión.
Los centralizadores deben ser diseñados e instalados
considerando el tipo y la calidad de la per foración, el
peso del elemento estructural y la posibilidad de colapso
de la per foración durante la instalación del sistema.
La separación entre los centralizadores dependerá
fundamentalmente de la rigidez y peso por unidad de
longitud del elemento estructural.
d) Protección anticorrosiva
La corrosión es causada por múltiples factores y
cualquiera de ellos puede ejercer una mayor o menor
incidencia en el proceso de corrosión de los metales,
como también pueden ser utilizados para predecir el
grado de corrosión esperado mediante una evaluación
cuantitativa.
El proceso de corrosión de un metal se puede definir
como el proceso "lento o acelerado de la naturaleza
o el medio ambiente que degrada y destruye los
materiales" a través de agentes o factores
relacionados con la acción química, electromecánica
o biológica.
No hay modo efectivo de identificar las condiciones
corrosivas con la suficiente precisión como para predecir
la velocidad de corrosión del acero en suelos. Proteger
efectivamente los productos de acero contra la corrosión
se ve hoy día acentuado de manera imperiosa por los
elevados costos asociados a faenas de mantención y
reemplazo de los elementos corroídos. El tipo y calidad
de la protección anticorrosiva se determina en función
de la agresividad de los suelos o del entorno en donde
se instalará el sistema de refuerzo.
El grado de protección anticorrosivo está definido por
la vida útil del sistema de refuerzo.
Las técnicas más conocidas para una protección
anticorrosiva son:
i) Lechada de cemento: Las lechadas de cemento
utilizadas para el anclaje del elemento estructural
pueden ser utilizadas como protección temporal; para
ello se requiere que el recubrimiento no sea menor
a 10 mm en toda la longitud.
Los cementos con altos contenidos de sulfato no
deben ser utilizados en contacto con los elementos
estructurales.
ii) Resina: La resina de poliéster es otro producto
utilizado como protección anticorrosiva. La resina
debe ser aplicada de manera que se tenga un
recubrimiento mínimo del elemento estructural de 5
mm, de manera de obtener una barrera protectora
permanente.
Las resinas deben ser estables en el tiempo. No
deben contener aditivos o impurezas susceptibles
Anexos
219
de provocar corrosión del elemento estructural.
iii) Galvanizado en caliente: Para la protección de aceros
se utilizan variados sistemas de recubrimientos y
tratamientos de diferentes grados de complejidad y
duración. Dentro de este espectro de soluciones la
galvanización por inmersión en caliente ha sido un
proceso que ha demostrado ser técnica y
económicamente muy eficiente en la protección contra
la corrosión.
La galvanización por inmersión en caliente es un
proceso que persigue el fin de depositar sobre la
superficie del acero una cantidad de zinc capaz de
protegerlo adecuadamente contra la corrosión. Las
características físicas, químicas y metalúrgicas de
este depósito lo transforman en una de las
herramientas más eficientes de protección
anticorrosiva que existe.
iv) Pintura - Galvanizado en Caliente: El sistema Duplex
es la combinación de dos sistemas distintos de
protección frente a la corrosión, que se complementan
entre si, como es el caso de la protección mediante
la colocación de zinc sobre la superficie del acero,
seguido de la aplicación de revestimiento sellante
(consistente en pinturas del tipo vinílicas, acrílicas,
epóxica, uretanos, siliconas, etc.).
A.2.6 Alcance del Reglamento SERNAGEOMIN
(Capítulo Sexto For tificación)
Ar tículo 157: Los trabajos subterráneos deben ser
provistos, sin retardo, del sostenimiento más adecuado
a la naturaleza del terreno y solamente podrán quedar
sin fortificación los sectores en los cuales las mediciones,
los ensayos, su análisis y la experiencia en sectores de
comportamiento conocido, hayan demostrado su condición
de autosoporte consecuente con la presencia de presiones
que se mantienen por debajo de los límites críticos que
la roca natural es capaz de soportar.
Artículo 158: Toda galería que no esté fortificada debe
ser inspeccionada periódicamente con el objeto de evaluar
sus condiciones de estabilidad y requerimientos de
"acuñadura", adoptando de inmediato las medidas
correctivas ante cualquier anormalidad que se detecte.
En aquellas galerías fortificadas deberá inspeccionarse
el estado de la for tificación con el fin de tomar las
medidas adecuadas cuando se detecten anomalías.
Artículo 159: En los piques cuya fortificación sea total
o parcial, la revisión deberá efectuarse en períodos no
superiores a seis meses, pudiendo el Servicio exigir, de
acuerdo con el estado de éstos, revisiones antes de la
fecha límite.
Artículo 160: En los piques para tránsito de personal y
materiales que no estén protegidos o fortificados, se
deberá disponer la acuñadura permanente a través de
personal instruido y preparado para tales fines.
Artículo 161: Se prohíbe trabajar o acceder a cualquier
lugar de la mina que no esté debidamente fortificada,
sin previamente acuñar.
Artículo 162: La operación de acuñadura tendrá carácter
permanente en toda mina y cada vez que se ingrese a
una galería o cámara de producción. Después de una
tronada, además de la ventilación, se deberá chequear
minuciosamente el estado de la fortificación y acuñadura.
La Administración deberá elaborar el procedimiento
respectivo, el que consigne a lo menos:
a)Obligatoriedad que tiene toda persona al ingresar al
lugar de trabajo de controlar "techo y cajas de galerías
y frentes de trabajo", al inicio y durante cada jornada
laboral, y proceder, siempre y cuando esté capacitado
para ello, a la inmediata acuñadura cuando se precise,
o en su defecto, informar a la supervisión ante
problemas mayores.
b)Obligatoriedad de la Administración de proporcionar
los medios y recursos para ejecutar la tarea. Ello
incluye "acuñadores" apropiados, andamios,
plataformas o equipos mecanizados si las condiciones
y requerimientos lo hacen necesario.
c)Capacitación sobre técnicas y uso de implementos para
llevar a efecto esta tarea.
Ar tículo 163: Si se requiere acuñar un sector donde
existan conductores eléctricos protegidos o desnudos, la
acuñadura deberá hacerse hasta una distancia prudente
en que se garantice que no ocurrirá contacto eléctrico,
tanto con la barretilla acuñadora como con otros elementos
que se usen. Si es necesario, se deberán desenergizar
los conductores.
Artículo 164: El Administrador elaborará un reglamento
interno de fortificación, de acuerdo con las condiciones
de operación, el cual comprenderá todos los sistemas de
fortificación usados en la empresa, y deberá obtener la
aprobación del Servicio, respecto de esta materia, la
técnica en uso y sus innovaciones. El Servicio tendrá un
plazo de treinta (30) días para responder la solicitud,
desde la fecha de presentación de ella en la Oficina de
Partes.
Artículo 165: Los sistemas de fortificación que se empleen
deben fundarse en decisiones de carácter técnico que
consideren, a lo menos, los siguientes aspectos de
relevancia:
a)Análisis de parámetros geológicos y geotécnicos de la
roca y solicitaciones a la que estará expuesta a raíz de
los trabajos mineros.
b)Influencia de factores externos y comportamiento de
la roca en el avance de la explotación.
c)Sistema de explotación a implementar y diseño de la
red de galerías y excavaciones proyectadas.
d)Uso y duración de las labores mineras.
e)Otros, según se observe.
Cualquiera sea el sistema que se aplique, éste debe estar
220
claramente reglamentado, aplicado y controlado por la
Administración de la faena minera, informando de ello
al Servicio.
Ar tículo 166: Para el caso de apernado y malla, se
deberán cumplir, a lo menos, los siguientes requisitos
mínimos:
a)Uso de materiales (malla y perno) de calidad probada
y certificada.
b)Colocación de pernos de manera uniforme, cuyas
longitudes y espaciamientos hayan sido calculados
con criterio técnico.
c)Uso de golillas "planchuelas" o similar, con una
dimensión mínima de 20 cm de diámetro ó 20 cm de
lado si es un cuadrado.
d)En la colocación de pernos con cabeza de expansión,
el apriete de la tuerca debe ser tan firme como para
verificar que el anclaje trabaje, absorba la primera
deformación y genere en la roca una fatiga de
compresión vertical que impida su ruptura.
e)El elemento ligante aplicado en la colocación de pernos
de anclaje repartido, debe emplearse encapsulado o
inyectado, cuidando que este elemento ligante se
encuentre en buenas condiciones de uso.
f) Cuando se usen pernos en que la sujeción dependa
de la fricción generada por la deformación radial del
perno (split-set o swellex) el diámetro de la perforación
debe ser el adecuado.
g)En los pernos que se coloquen usando como elemento
ligante cartuchos de resina, todo el largo del perno
debe quedar ligado a la perforación.
Artículo 167: Cuando se emplee fortificación de madera
deben observarse a lo menos las siguientes reglas:
a)El apriete del poste al sombrero o viga debe asegurarse
mediante la aplicación de un taco en forma de cuña
u otro medio igualmente eficaz.
b)En las labores de convergencia pronunciada, la
fortificación debe completarse colocando tendidos de
Anexos
221
madera entre el techo y el sombrero o viga, los cuales
se afianzarán a presión.
c)El ensamble del poste a la viga debe ser practicado
consiguiendo el mejor contacto directo entre las piezas
ensambladas, sin intercalar en lo posible cuñas entre
las superficies de contacto.
d)En las labores inclinadas, como chiflones, rampas u
otras similares, la instalación de los postes se hará
de modo tal que su base quede instalada en la bisectriz
del ángulo que forman la normal al piso de la galería
y la vertical al mismo punto.
e)Tanto los postes soportantes como las vigas principales
de sostenimiento deben ser de madera de la mejor
calidad, sin deterioros que afecten sus características
de resistencia. De igual forma, la instalación y
reparación de los sistemas de fortificación con maderas
deberán hacerse con personal entrenado y preparado
para esos objetivos.
f) Todos los espacios que queden entre el sombrero y
el techo deben ser rellenados con encastillados de
madera bien apoyada y adecuadamente repar tida,
para conseguir que la presión del cerro sea trasmitida
uniformemente a la viga y no como una carga puntual
que concentre dicha presión. El mismo criterio debe
emplearse en los costados de galerías con presión
lateral.
Ar tículo 168: Los derrumbes se permiten como parte
programada y controlada de un método de explotación
aprobado por el Servicio. Se prohíbe aceptar, en forma
sistemática u ocasional, el uso de derrumbes
accidentales, siendo obligatoria la prevención de estos
últimos.
Se prohíbe la remoción o adelgazamiento de los estribos
o pilares de sostenimiento sin que sean reemplazados
por elementos que ofrezcan una resistencia similar o
mayor. Ello solo se permitirá si se implementa un
sistema de explotación técnicamente factible, el que
deberá contar con la autorización del Servicio.
Artículo 169: Los soportes para el control de techos,
paredes y/o pisos, se deben ubicar de manera uniforme,
sistemática y en los intervalos apropiados. El personal
destinado a la inspección, así como a la instrucción y
ejecución de los trabajos de fortificación minera, será el
necesario y con amplia competencia en la función que
desempeña.
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