determinaciÓn de las propiedades fisico mecanicas de las rocas y monitoreo de la masa rocosa-tesis

O” UNIVERSIDAD NACIONAL DE ANCASH “SANTIAGO ANTUNEZ DE MAYOLO” FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS GEOLOGÍA Y METALURGIA

DETERMINACIÓN DE LAS PROPIEDADES FISICO-MECANICAS DE LAS ROCAS Y MONITOREO DE LA MASA ROCOSA

INGº LUIS TORRES YUPANQUI

HUARAZ – 2004

AL SEÑOR TODOPODEROSO QUIEN GUIA MI VIDA HASTA LA LARGURA DE MIS DIAS

A MI PADRE POLÍTICO ROBERTO Y MADRE TERESA A QUIENES SIEMPRE LOS

LLEVO PRESENTE

A MI ESPOSA ADELAIDA E HIJA CAROLINA QUIENES ME APOYAN EN CADA INSTANTE DE MI VIDA

PRESENTACIÓN La globalización ha convertido a nuestro planeta en una aldea, la aldea global, esto ha traido consigo una variedad de aportes, partiendo en muchos casos de la democratización del conocimiento, abaratamiento de tecno logías y el manejo de información. La mecánica de rocas no ha sido ajena a este proceso, es evidente que hasta hace poco tiempo, las empresas de mayor inversión y en situaciones casi obligadas, priorizaban los estudios de mecánica de rocas en sus operaciones, ahora y con los años, se ha demostrado lo rentable que podría ser en el tiempo la inversión, para garantizar la estabilidad del macizo rocoso de nuestras operaciones mineras ya sean subterraneas como a cielo abierto, así como también para las obras de infraestructura en la ingeniería civil. No cabe duda que mientras mas información fluya en el ámbito profesional, tendremos mayor disposición de herramientas para la toma de decisiones, ahora bien, considero que la presente publicación que me honro en presentarlo, recoge las experiencias vividas in-situ, en diferentes operaciones de nuestro país, aplicado con conceptos que son difundidos universalmente. Asimismo considero que este trabajo técnico “Determinación de las Propiedades físico-mecánicas de las rocas y Monitoreo de la Masa Rocosa” posibilitará a los estudiantes a profundizar el conocimiento respecto al tema, como también a los profesionales dedicados en actividades relacionadas, les servirá como un complemento o guía importante a utilizar en un trabajo de Proyecto, Construcción, Dirección y/o Control de Obra, puesto que el trabajo se presenta de manera didáctica y los gráficos permitirán mayor entendimiento de este tema que de por sí es fascinante. El INGEMMET como entidad dedicada a la investigación, es una de las mas interesadas en que la información especializada sea difundida y que mejor si esta información es desarrollada por profesionales que aman su profesion, les gusta compartir sus experiencias y tambien hábidos de seguir aprendiendo más sobre las Ciencias de la Tierra, en tal sentido es que en esta oportunidad quedo complacido al presentar este documento, que esperamos como siempre, se convierta en referente de posteriores publicaciones que beneficien a la sociedad en general, puesto que la ingeniería tiene solo un objetivo mayor, el dar bienestar a la humanidad.

Esta Publicación tiene un doble merito, si consideramos que en producción técnica – cientifica, nuestro pais tiene aún mucho camino por recorrer, por ello esperamos que colme las expectivas no sólo de los lectores, sino también al propio autor que haciendo un gran esfuerzo ha cumplido con lo estipulado en el ámbito universitario. Congratulamos al Ing. Luis Torres Yupanqui y auguramos éxitos en sus próximas investigaciones. Rómulo Mucho Mamani Presidente Consejo Directivo INGEMMET

PRESENTACIÓN

Hay tres aspectos fundamentales que deben de ser considerados en el diseño de una excavación superficial o subterránea, para que la estructura pueda sostenerse estable durante el periodo de vida establecido en el diseño:

1) Obtención de parámetros representativos de la roca intacta mediante ensayos de laboratorio y/o ensayos in-situ.

2) Evaluación de la calidad del macizo rocoso que nos permita ponderar los parámetros de resistencia obtenidos del laboratorio, a valores mas reales del macizo rocoso.

3) Calibración y ajuste de los parámetros usados en el diseño durante la etapa de Operación, mediante Técnicas de Monitoreo y de Mapeo superficial de bancos del minado.

El texto que tengo el honor de presentar ante ustedes cubre ampliamente estos aspectos antes mencionados, tan importantes para el Diseño y la Operación de una mina y puede ser usado sin lugar a duda como un texto de consulta para todos los profesionales inmersos en la Mecánica de Rocas. Este campo de por sí fascinante pero a su vez desafiante cuando los principios que lo gobiernan no son adecuadamente entendidos. En este sentido los conceptos básicos son expuestos de una manera clara y concisa y los objetivos son fácilmente comprensibles en cada capítulo. Asimismo, la experiencia y el profesionalismo del autor tras una larga trayectoria en este campo garantizan ya de por sí la calidad del trabajo expuesto. Eduardo Medina Jefe del Area Geotecnia Minera Barrick Misquichilca S.A.

AGRADECIMIENTO A la Universidad Nacional de Ancash “Santiago Antunez de Mayolo” – Facultad de Ingenieria de Minas Geología y Metalurgia, por haberme concedido año sabático, que permitió el desarrollo del presente trabajo técnico, al Instituto Geológico Minero y Metalúrgico INGEMMET; donde labore en el Area de Mecánica de Rocas, desempeñándome como Jefe de Grupo; al Dr. Antonio Samaniego Alcántara e Ingº David Córdova Rojas; Ex Director General de Minería del INGEMMET, quienes me impartieron muchas enseñanzas en esta Especialidad de Mecánica de Rocas, a los integrantes del Grupo de Mecánica de Rocas del INGEMMET, Ingº Raúl Molina Gutierrez, Ingº Pedro Alca Flores, Ingº Ramón Zuloaga Sota e Ingº Gloria Samame y Técnico Oscar Mechán Elias, quienes coadyuvaron a la ejecución de los ensayos para la cuantificación de los parámetros de las Propiedades Físico-Mecánicas de las Rocas; a la Universidad Nacional San Cristóbal de Huamanga, en la persona del señor Rector Ingº Cesar Cruz Carvajal y del Señor Decano de la Facultad de Ingeniería de Minas Geología y Civil Ingº Carlos Prado Prado, por haberme permitido instalar, calibrar y poner en operación el Laboratorio de Mecánica de Rocas donado por el INGEMMET; a Minera Barrick Misquichilca, que mediante el marco convenio me permitió realizar un Stage de Capacitación en las áreas de Operación Mina, Loss Control y Geotecnia, a las diferentes Empresas, Compañías Mineras y Obras Civiles que me permitieron el acceso a sus labores de operación. Por último al Colegio de Ingenieros de Minas del Perú, de la Departamental de Lima, por haberme concedido Honor al Mérito por mis Bodas de Plata, por los 25 años de labor profesional, como Ingeniero de Minas, incentivándome más aún al desarrollo del presente trabajo técnico.

CONTENIDO

CAPITULO I Pág. 1.- Resumen ................................................................................................. 1 2.- Introducción ............................................................................................. 1 3.- Antecedentes .......................................................................................... 2 4.- Objetivos ................................................................................................. 3 4.1.- Objetivos Generales ...................................................................... 3 4.2.- Objetivos Específicos .................................................................... 3 5.- Alcances .................................................................................................. 3 6.- Definiciones de términos aplicados a Mecánica de rocas ....................... 4 CAPITULO II 2.- Consideraciones geológicas ................................................................... 6 2.1.- Litología ........................................................................................ 6 2.2.- Rocas y Suelos ............................................................................ 6 2.2.1.- Rocas .............................................................................. 6 2.3.- Color ............................................................................................. 7 2.4.- Tamaño de grano ......................................................................... 7 2.5.- Textura y Estructura ...................................................................... 8 2.6.- Meteorización de las rocas ............................................................ 8 2.6.1.- Roca fresca ...................................................................... 10 2.6.2.- Roca débilmente meteorizada ......................................... 10 2.6.3.- Roca medianamente meteorizada ................................... 11 2.6.4.- Roca altamente meteorizada ........................................... 11 2.6.5.- Roca completamente meteorizada .................................. 11 2.7.- Clasificación de las rocas en ingeniería ........................................ 12 2.7.1.- Ciclo de las rocas ............................................................. 12 2.7.2.- Rocas Igneas .................................................................... 13 2.7.3.- Rocas Metamórficas ......................................................... 13 2.7.3.- Rocas sedimentarias ........................................................ 14 2.8.- Mineral (Química) .......................................................................... 15 2.9.- Condición de fractura .................................................................... 15 2.9.1.- Relleno de fracturas ......................................................... 15 2.9.2.- Rugosidad de las superficies de fractura ......................... 16 2.9.3.- Fracturas abiertas ............................................................ 16 2.10.- Clasificación de las rocas in-situ ................................................... 16 2.10.1.- Indice de la calidad de la roca – RQD ............................. 16 CAPITULO III 3.- Características del Macizo Rocoso ......................................................... 20

3.1.- Fundamentación .......................................................................... 20 3.2.- Caracterización del Macizo Rocoso ............................................. 20 3.2.1.- Levantamiento Litológico-Estructural .............................. 20 3.3.- Características del comportamiento mecánico de la masa rocosa y sus componentes ........................................................... 21 3.3.1.- Ensayos de Laboratorio ..................................................... 21 3.3.2.- Ensayos In-situ .................................................................. 22 3.3.2.1.- Indice de calidad de la roca ................................. 22 3.4.- Clasificaciones Geomecánicas del macizo Rocoso ...................... 23 3.5.- Zoneamiento ................................................................................. 23 3.6.- Aplicaciones .................................................................................. 23 3.6.1.- Diseño de labores mineras ............................................... 23 3.6.2.- Método de Explotación ..................................................... 24 3.6.3.- Perforación y Voladura ..................................................... 24 3.6.4.- Sostenimiento ................................................................... 24 3.6.5.- Relleno y Drenaje ............................................................. 24 3.6.6.- Conservación del medio Ambiente ................................... 25 3.6.7.- Productividad y Loss Control ............................................ 25 3.6.8.- Economía y Gestión ......................................................... 25 CAPITULO IV 4.- Comportamiento de la labor minera ....................................................... 26 4.1.- Antes de la construcción .............................................................. 26 4.2.- Durante la construcción ............................................................... 26 4.3.- Después de la construcción ......................................................... 26 4.4.- Control instrumental ..................................................................... 26 4.5.- Sistemas de Monitoreo ................................................................ 28 4.5.1.- Características de los sistemas de monitoreo ................ 28 4.5.2.- Componentes sensores y/o detectores .......................... 29 4.5.3.- Componentes transmisores ............................................ 29 4.5.4.- Componentes de lectura ................................................. 30 4.6.- Modos de operación .................................................................... 30 4.7.- Fases de aplicación de la instrumentación .................................. 31 4.7.1.- Control durante la construcción de labores mineras ....... 31 4.7.2.- Control después de la construcción ................................ 32 4.8.- Esquema de control instrumental (monitoreo) ............................. 32 4.9.- Factores ....................................................................................... 32 4.10.-Consideraciones Generales ......................................................... 33 4.10.1.- Estudio del medio ........................................................... 33 4.10.2.- Estudio del campo y su cambio en el tiempo ................. 34 4.10.3.- Masa rocosa ................................................................... 34 4.10.4.- Tensiones Internas ......................................................... 34 4.10.5.- Deformaciones de la masa rocosa ................................. 34 4.10.6.- Filtraciones y Presiones Insterticiales ............................ 34 4.10.7.- Rotura ............................................................................ 35 4.10.8.- Trabajos en Minería ....................................................... 35 4.11.- Instrumentación ........................................................................... 35 4.11.1.- Medidas de carga .......................................................... 35

4.11.2.- Esfuerzo – Deformación ............................................... 35 4.11.3.- Presión Insterticial y Tensiones debidas a la humedad del suelo ....................................................................... 36 4.11.4.- Presión de tierra, presión dinámica, tensión normal y estado de tensiones en masas de roca o de suelo ...... 36 4.11.5.- Movimientos Subterráneos .......................................... 36 4.11.6.- Movimientos Superficiales ........................................... 36 CAPITULO V 5.- Equipos e Instrumentos ........................................................................ 37 5.1.- Preparación de probetas ........................................................... 37 5.1.1.- Sonda Sacatestigos ..................................................... 37 5.1.2.- Cortadora de Disco Diamantino ................................... 39 5.2.- Ensayos y Mediciones en Laboratorio ....................................... 40 5.2.1.- Propiedades Físicas .................................................... 40 5.2.2.- Propiedades Mecánicas .............................................. 40 5.2.2.1.- Máquina de Compresión de rocas .............. 40 5.2.2.2.- Máquina de Corte Directo ........................... 41 5.2.2.3.- Máquina de Carga Puntual ......................... 41 5.3.- Ensayos y mediciones In-situ .................................................... 42 5.3.1.- Sismógrafo .................................................................. 42 5.3.2.- Máquina de Arranque de Pernos ................................ 43 5.3.3.- Extensometro de Varillas e Inclinómetro ..................... 44 5.3.4.- Extensometro .............................................................. 44 5.3.5.- Inclinómetros ............................................................... 44 5.3.6.- Extensometro de cinta y Barra telescópica ................. 45 5.3.6.1.- Extensometro de cinta .................................. 45 5.3.6.2.- Barra telescópica extensometrica ................. 46 5.3.7.- Martillo Schmidt de Dureza .......................................... 46 5.3.8.- Piezómetros ................................................................. 46 5.3.9.- Estación Total .............................................................. 47 CAPITULO VI 6.- Procedimientos de ensayos ................................................................. 48 6.1.- Laboratorio ................................................................................. 48 6.1.1.- Propiedades Físicas .................................................... 48 6.1.2.- Propiedades Mecánicas ............................................... 49 6.1.2.1.- Ensayo de Compresión Simple ..................... 49 6.1.2.1.1.- Relación de Esbeltez .................. 49 6.1.2.1.2.- Factor de corrección de Protodyakonov ........................... 49 6.1.2.1.3.- Factor de Corrección de Overt Duvall ................................ 50 6.1.2.1.4.- Formula matemática ................... 50 6.1.2.2.- Ensayo de Tracción Indirecta – Método Brasilero ........................................................ 51 6.1.2.2.1.- Relación de esbeltez .................. 51

6.1.2.2.2.- Formula Matemática .................... 51 6.1.2.3.- Ensayo para determinar Constantes Elásticas ........................................................ 52 6.1.2.4.- Ensayo de resistencia a la Carga Puntual .......................................................... 52 6.1.2.4.1.- Ensayo de Carga Puntual “Franklin” ....................................................... 52 6.1.2.4.1.1.- Relación de Esbeltez ..................................... 53 6.1.2.4.1.2.- Fórmula Matemática ................................ 53 6.1.2.4.2.- Ensayo de carga Puntual “Louis” .......................................................... 54 6.1.2.4.2.1.- Relación de Esbeltez ..................................... 54 6.1.2.4.2.2.- Fórmula Matemática ................................ 54 6.1.2.5.- Ensayo de Compresión Triaxial .................... 55 6.1.2.6.- Ensayo de Corte Directo sobre Discontinuidades ......................................................... 55 6.1.3.- Condición de Ensayos .................................................. 57 6.2.- In-situ .......................................................................................... 57 6.2.1.- Ensayo de Rebote “R” .................................................. 57 6.2.1.1.- Tipos de Martillos .......................................... 58 6.2.1.2.- Procedimiento de Ensayo ............................. 58 6.2.1.3.- Trabajo de Gabinete ..................................... 59 6.2.2.- Mediciones durante la Voladura .................................. 59 6.2.2.1.- Criterios para el Control de la Voladura ........ 59 6.2.2.2.- Equipo para el Control de la Voladura........... 60 6.2.2.3.- Variables a Considerarse ............................. 60 6.2.2.3.1.- Velocidad Máxima de Onda ....... 60 6.2.2.3.2.- Desplazamiento de Ondas ......... 61 6.2.3.- Diseño e Instalación de Piezómetros y Pozos de Monitoreo ..................................................................... 61 6.2.3.1.- Métodos de Perforación ................................. 61 6.2.3.2.- Control de Calidad – Garantía de Calidad ..... 62 6.2.4.- Sistema de Control Instrumental Subterráneo .............. 63 6.2.4.1.- Instalación del extensometro de varillas ........ 64 6.2.4.1.1.- Detalles de la Perforación ........... 64 6.2.4.1.2.- Protección de la cabeza del instrumento ................................. 64 6.2.4.4.3.- Secuencia de instalación del anclaje múltiple ........................... 64 6.2.4.1.4.- Equipo de lectura o indicador ..... 66 6.2.4.2.- Componentes del sistema para mediciones Convergencia ................................................ 66 6.2.4.2.1.- Elementos Sensores o detectores .................................. 66

6.2.4.2.2.- Elementos de Transmisión de datos ........................................... 68 6.2.4.2.3.- Equipos o unidades de lectura y/o registro ................................. 68 6.2.4.2.4.- Instalación de los elementos sensores ..................................... 69 6.2.4.2.5.- Metodología del monitoreo subterráneo ................................. 69 CAPITULO VII 7.- Resultados de los Ensayos .................................................................... 74 CAPITULO VIII 8.- Clasificaciones Geomecánicas .............................................................. 79 8.1.- Clasificación Geomecánica de Protodyakonov ........................... 79 8.2.- Clasificación geomecánica de Bieniawski ................................... 80 8.2.1.- Resistencia Compresiva de la roca .............................. 80 8.2.1.1.- Primer Procedimiento ..................................... 81 8.2.1.2.- Segundo Procedimiento ................................. 81 8.2.1.3.- Tercer Procedimiento ..................................... 81 8.2.2.- Indice de la Calidad de la Roca – RQD ........................ 81 8.2.2.1.- Primer Procedimiento .................................... 81 8.2.2.2.- Segundo procedimiento ................................. 81 8.2.2.2.1.- Fórmula matemática .................. 81 8.2.3.- Espaciamiento de Juntas .............................................. 82 8.2.4.- Condición de Juntas ..................................................... 82 8.2.4.1.- Apertura ......................................................... 83 8.2.4.2.- Tamaño .......................................................... 83 8.2.4.3.- Rugosidad ...................................................... 83 8.2.4.4.- Dureza de los labios de la discontinuidad ...... 83 8.2.4.5.- Relleno ........................................................... 83 8.2.5.- Presencia de agua ........................................................ 83 8.2.6.- Corrección por orientación ............................................ 83 8.3.- Corrección de Laubscher and Taylor .......................................... 85 8.3.1.- Meteorización ................................................................ 85 8.3.2.- Esfuerzos in-situ e inducidos ........................................ 86 8.3.3.- Cambios de los Esfuerzos ............................................ 86 8.3.4.- Influencia de las orientaciones del rumbo y buzamiento 86 8.3.5.- Efectos de la voladura ................................................... 87 8.3.6.- Ajustes combinados ...................................................... 87 8.3.7.- Recomendaciones para el sostenimiento ..................... 87 8.4.- Clasificación Geomecánica de Barton ........................................ 89 8.4.1.- Recomendaciones para el uso de los cuadros ............. 93 8.5.- Clasificación Geomecánica SMR para taludes ........................... 95 8.5.1.- RMR .............................................................................. 96 8.5.2.- F1 .................................................................................. 96 8.5.3.- F2 .................................................................................. 96

8.5.4.- F3 …………………………………………………………… 96 8.5.5.- El factor de ajuste según el método de excavación ..... 98 8.6.- GSI – Indice de Resistencia Geológica ...................................... 100 8.6.1.- Estimación de las propiedades del macizo rocoso ....... 100 8.7.- Propiedades Físico-Mecánicas del macizo rocoso ..................... 101 8.7.1.- Datos iniciales ............................................................... 102 8.7.1.1.- Clasificaciones Geomecánicas ...................... 102 8.7.1.2.- Ensayo de laboratorio .................................... 102 8.7.1.3.- Calculo de constantes .................................... 102 8.7.2.- Para determinar las constantes ..................................... 102 8.7.3.- Uso de las clasificaciones geomecánicas del macizo rocoso para la estimación del GSI ................................ 105 8.7.4.- Clasificación Geomecánica de Bieniawski de 1976 ...... 106 8.7.5.- Clasificación Geomecánica de Bieniawski de 1989 ..... 106 8.7.6.- Clasificación Geomecánica “Q” modificada .................. 108 CAPITULO IX 9.- Aspectos de la Minería Peruana ............................................................ 109 9.1.- Modelo Geomecánico .................................................................. 109 9.2.- Mina Raura .................................................................................. 109 9.3.- Mina Quiruvilca ............................................................................ 110 9.4.- Mina Raúl ..................................................................................... 111 9.5.- Mina Iscaycruz ............................................................................. 112 9.6.- Mina Pierina ................................................................................. 112 9.7.- Mina San Nicolás ......................................................................... 113 9.8.- Cementos Norte Pacasmayo ....................................................... 114 9.9.- Túnel Kovire ................................................................................ 114 9.10.- Túnel de Carhuaquero ............................................................... 115 9.11.- Oleoducto Nor Peruano ............................................................. 115 9.12.- Irrigación de Lunahuana ............................................................ 116 9.13.- Proyecto Chavimochic ............................................................... 116 9.14.- Mina Colquijirca ......................................................................... 117 9.15.- Mina Casapalca ......................................................................... 117 9.16.- Mina San Vicente ....................................................................... 118 9.17.- Mina Huanzala ........................................................................... 118 9.18.- Hidroeléctrica Machupichu ......................................................... 119 9.19.- Presa Lagunillas ......................................................................... 119 9.20.- Mina San Miguel ........................................................................ 120 9.21.- Mina Juanita ............................................................................... 120 9.22.- Mina Cerro de Pasco .................................................................. 121 Conclusiones ................................................................................................ 124 Recomendaciones ........................................................................................ 131 Referencias Bibliografías ............................................................................ 133 Anexos .......................................................................................................... 135

CAPITULO I 1.- RESUMEN Durante la explotación de una mina se pone de manifiesto una serie de condicionantes y problemas de mecánica de rocas que si no se tienen en consideración con anterioridad y no se estudia a fondo pueden alterar significativamente las características de la operación de minado. En el planeamiento de minado se considera la construcción y/o ejecución de labores mineras subterráneas y superficiales, por lo que es necesario, la cuantificación de las características geomecánicas del macizo rocoso, teniendo una justificación técnico- económica para una explotación racional, segura y rentable; estando además su utilización orientada a: diseño de labores mineras, diseño del método de explotación, selección de equipos, perforación y voladura, sostenimiento, relleno y drenaje, conservación del medio ambiente, productividad y loss control, Economía y gestión. Entre los aspectos más relevantes del sistema de información geomecánica, relacionado a las características del comportamiento mecánico de la masa rocosa y sus componentes, son los ensayos de laboratorio y los ensayos in-situ, con la finalidad de determinar las propiedades físico mecánicas de las rocas y minerales y el monitoreo de la masa rocosa. de una operación minera. En el presente trabajo se detalla el procedimiento de cada uno de los ensayos, para la determinación de las propiedades físico-mecánicas de las rocas y minerales, y el monitoreo de la masa rocosa de una operación minera, ejecutada de acuerdo a los estándares conocidos a nivel mundial, para este caso referido a características geomecánicas se aplica los estándares de la Sociedad Internacional de Mecánica de Rocas – ISRM (Society Internacional For Rock Mechanic´s). 2.- INTRODUCCION Cuando se diseñan labores mineras subterráneas y superficiales para propósitos de explotación de un yacimiento minero, se ponen de manifiesto una serie de condicionantes y problemas que se relacionan con el comportamiento mecánico del macizo rocoso que deben de tomarse en cuenta o estudiarse a fin de hacer más racional dicha actividad minera.

2 La mecánica de rocas pone de relieve los puntos que se han de considerar para evitar o al menos paliar en lo posible el resultado de las fuerzas que se promueven al alterar el equilibrio del macizo rocoso en el que se ejecuta las labores mineras subterráneas y superficiales, este macizo, es un material muy complejo cuyas composiciones variadas, discontinuidades estructurales, distribución de presiones, complicadas por la presencia del agua, las vibraciones sísmicas debido a la voladura o sismos terrestres, etc; hacen que sea un autentico mosaico de problemas técnicos. La caracterización del comportamiento mecánico de la masa rocosa y sus componentes; como componente de un sistema de información geomecánica, se determina mediante los ensayos de laboratorio y ensayos in-situ, cuyo objetivo es la determinación de las propiedades físico-mecánicas de la roca y minerales y el monitoreo de la masa rocosa, razón que en presente trabajo detallamos cada uno de los procedimientos de los diferentes ensayos y la implementación de un sistema de control instrumental. Del empleo de la Tecnología que la mecánica de rocas pone a nuestra disposición podemos sacar una rotunda y probada afirmación: Racionar el diseño; Dar seguridad a la ejecución de labores mineras, personal e infraestructura, facilitar el control de la ejecución de las labores mineras, al actuar con datos reales, los costos de operación minera, redundando todo esto en el aumento de la productividad, bajos índices de accidentes - loss control y mayor conservación del medio ambiente . 3.- ANTECEDENTES

La elaboración del presente trabajo referido a los procedimientos para ejecutar los ensayos de acuerdo a los estándares del ISRM (Society International For Rock mechanic´s), con el objetivo de determinar las propiedades fisico-mecánicas de las rocas y minerales , y la implementación de un sistema de control instrumental para garantizar la estabilidad de una operación minera, tiene un carácter de particular relevancia e importancia, puesto que en la actualidad, es necesaria la aplicación de estos parámetros cuantificados, en el diseño de las diferentes labores mineras, subterráneas y superficiales. Es de conocimiento que en estos últimos años, la aplicación de la mecánica de rocas en muchas proyectos mineros de nuestro país, se viene dando con mayor énfasis, así como también se tiene bibliografía técnica referida a dicha especialidad, razón que el presente trabajo, referido a la determinación de propiedades fisico-mecánicas de las rocas y mineral, y monitoreo de la masa rocosa, codyuvará al entendimiento, conocimiento y aplicación en forma sencilla y práctica dicha Ciencia.

3 4.- OBJETIVOS El presente trabajo tiene por objetivo primordial, elaborar, conocer y aplicar los procedimientos para determinar las propiedades físico -mecánicas de las rocas y minerales y el monitoreo de la masa rocosa, teniendo en consideración los estándares sugeridos por el ISRM (Society International For Rock Mechanic´s). 4.1.- OBJETIVOS GENERALES Saber y dominar los fundamentos teóricos y prácticos acerca de los procedimientos para ejecutar los ensayos de acuerdo a los estándares y evaluar los parámetros cuantificados de dichas propiedades y monitoreo. Dominar los conceptos básicos acerca de las características y propiedades físico-mecánicas de las diferentes rocas y minerales y monitoreo de la masa rocosa existentes en nuestro país para ser aplicadas por la ciencia de mecánica de rocas. Saber identificar y representar las propiedades de las rocas y minerales y monitoreo de la masa rocosa que serán aplicadas al diseño de labores mineras subterráneas y superficiales. 4.2.- OBJETIVOS ESPECIFICOS Adquirir gran destreza para observar, analizar, discriminar, seleccionar y evaluar las propiedades físico-mecánicas de las rocas y minerales y monitoreo de la masa rocosa que constituyen las variedades de las rocas y control instrumental localizadas durante la ejecución de los ensayos y mediciones de los componentes de la masa rocosa. Desarrollar la capacidad de atención, análisis y las habilidades necesarias para: identificar, diferenciar, discriminar, seleccionar los datos e informaciones de los ensayos más relevantes y de máxima importancia al ejecutar mediciones de los componentes de la masa rocosa. Conocer, dominar y aplicar correctamente los conceptos teóricos y prácticos acerca de los estandares del ISRM (Society International For Rock Mechanic´s). 5.- ALCANCES Entender y explicar los procedimientos y resultados de los parámetros cuantificados, mediante la ejecución de los ensayos sobre muestras rocosas y monitoreo de la masa rocosa que se aplicarán para el modelamiento y garantizar la estabilidad de labores en la diversidad de excavaciones subterráneas y labores superficiales.

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Conocimiento de las propiedades fisico-mecánicas de rocas y minerales más representativas, y sistemas de control instrumental de proyectos mineros, que servirá de data base para la correlación e implementación de nuevos proyectos en la industria minera. 6.- DEFINICIONES DE TERMINOS APLICADOS EN MECANICA DE ROCAS En el presente trabajo se definirán términos comunes usados en Mecánica de rocas : Afanítica.- Textura de las rocas constituidas por minerales o partículas muy finas, sólo pueden ser discriminadas al microscopio. Esta textura es característica de las rocas volcánicas. Aglomerado.- Conjunto de fragmentos rocosos, heterogéneos en cuanto a forma y composición , consolidados generalmente por materiales finos (arena, limo, arcilla). Agregado.- Conjunto de minerales más o menos uniformes, pertenecientes a una o más especies. Alteración.- Proceso de modificación de los minerales y rocas por acción de los agentes de erosión: agua, viento, hielo, sol, etc. Sinónimo: Intemperismo, meteorización. Bloque.- Fragmento de roca de dimensiones superiores a 20 cms. de diámetro. Brújula.- Instrumento que sirve para medir el rumbo y azimut y el buzamiento de las estructuras geológicas. Buzamiento.- (dip), término usado para indicar el ángulo de inclinación de las rocas estratificadas o de estructuras geológicas. Cizallamiento.- Es el proceso de fracturamiento de las rocas debido a los esfuerzos tectónicos. Compactación.- disminución del espesor o potencia de la secuencia estratigráfica por el peso y la presión de las rocas suprayacentes. Conglomerado.- Roca sedimentaria compuesta de cantos rodados cementados en una matriz fina. Deformación.- Modificación que sufre una roca o material por acción de una o más esfuerzos. Deformación elástica.- Cuando una roca se deforma por acción de un esfuerzo, y al cesar dicho esfuerzo la roca o material deformado recupera su forma original. Deformación plástica.- cuando una roca o material se deforma por acción de un esfuerzo y al cesar dicho esfuerzo la roca o material alterado conserva su deformación. Desplazamiento.- Es la distancia recorrida por un bloque rocoso a través de un plano de movimiento.

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Detrítico.- roca formada por fragmentos o detritus provenientes de la erosión de rocas pre-existentes. Esfuerzo.- fuerza aplicada sobre un área y/o superficie que tiende a cero. Estratificación.- Disposición paralela o subparalela que toman las capas de las rocas sedimentarias, durante su sedimentación. Estrato.- Es la roca formada por la sedimentación de fragmentos o partículas provenientes de la desintegración de las rocas pre-existentes. Estructura.- Esta referido a la disposición, arreglo y cohesión de los materiales constituyentes de un determinado cuerpo rocoso. Exfoliación.- Propiedad de las rocas de separarse en forma de láminas, cuando se refiere a minerales es sinónimo de clivaje. Falla.- Desplazamiento de un bloque rocoso con respecto a otro colindante a esta o de ambos bloques, a través de un plano denominado “plano de falla”. Granulometría.- Tecnología que se encarga de dictar normas correspondientes para determinar las dimensiones y las formas de los fragmentos de los materiales detríticos. Gravedad.- Es la fuerza de atracción que ejerce la tierra sobre los cuerpos que se ubican en la superficie terrestre. Macizo.-Termino usado en geotecnia para referirse a áreas rocosas cuyo núcleo esta constituido de rocas ígneas, metamórficas y sedimentarias. Muestra.- Pedazo de roca o mineral, de un tamaño y peso adecuado que pueda servir de elemento del cual se pueda obtener toda la información necesaria para realizar un estudio propuesto. Plasticidad.- Propiedad de las rocas de deformarse al recibir un esfuerzo conservando la deformación al cesar el esfuerzo. Porosidad.- Es la relación existente entre el volumen de los intersticios porosos y el volumen total de la roca o suelo. La porosidad se expresa siempre en porcentaje. Proyección.- representación grafica sobre un plano horizontal de las diferentes estructuras geológicas, topográficas o cualquier tipo de estructura, que se ubica encima o debajo de este plano. Rumbo.- Dirección que sigue la línea de intersección formada entre el plano horizontal y el plano del estrato o estructura geológica, con respecto al norte o al sur. Saturación.- Cantidad de agua necesaria para que una roca porosa y permeable tenga todo su volumen de vacíos lleno de agua. Suelo.- Cobertura superficial de la corteza terrestre producto de la alteración de los minerales de las rocas pre-existentes. La formación del suelo implica la meteorización química de los minerales primarios dando lugar a nuevos minerales. Talud.- Superficie inclinada del terreno que se extiende de la base a la cumbre del mismo. Textura.- tamaño, forma y disposición de los minerales componentes de las rocas.

CAPITULO II

2.- CONSIDERACIONES GEOLÓGICAS

2.1.- LITOLOGÍA Se refiere al tratado o estudio de las rocas y suelos. 2.2.- ROCAS Y SUELOS A continuación se presenta una guía practica Para la descripción de suelos y rocas, empleando para la distinción entre ambos la siguiente definición sugerida por terzaghi y Peck Suelo.- es un agregado de granos minerales que puede ser separado por medio de agitación en agua, Roca,- por otro lado, es un agregado natural de minerales enlazados entre si por fuerzas cohesivas permanentes considerando que el termino permanente esta sujeto a diferencias interpretaciones el limite entre suelo y roca será necesariamente arbitraria. En este contexto los términos suelo y roca serán empleados en el sentido geotécnico y no en sentido geológico o pedológico. 2.2.1.- Rocas La clasificación de rocas empleadas por los geólogos resulta muy complicada para su aplicación en trabajos de ingeniería, siendo difícil inferir sus propiedades geotécnicas en base a su descripción geológica usual. Por razones de simplicidad es necesario minimizar el número de nombres empleados para la roca y complementar nomenclatura con términos que las califiquen adecuadamente. Siguiendo este criterio se recomienda el empleo de prefijos para los términos descriptivos microscópicos de la roca en muestras de mano tanto para el material intacto como para la masa rocosa, empleándose sufijos para indicar sus principales propiedades geotécnicas. Se ha sugerido el siguiente esquema para ser empleado en las descripciones: A.- Prefijos : - Tamaño de grano

- Color - Textura y estructura - Discontinuidades en la masa rocosa

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- Estado de Intemperismo - Estado de alteración - Características Litológicas menores

NOMBRE DE LA ROCA B.- Sufijos : - Resistencia Compresiva de la roca 2.3.- COLOR el color de una roca es una propiedad que es fácil de apreciar pero difícil de cuantificar: aunque no siempre de gran valor como índice de propiedades mecánicas, su importancia no debe ser dejado de lado. El color de la roca debe ser expresado cuantitativamente en términos de 3 parámetros el matiz referido a un color básico el brillo o intensidad de un color y el valor o la claridad del color La “Geological Society Of. América” ha publicado un cuadro de colores de roca en 1963, basado en una tabla propuesta por Munsell (1941) 1 2 3 Rosado Rosáceo Claro Rojo Rojizo Oscuro Amarillo Amarillento Marrón Oliváceo Oliva Verdoso Verde Azulado Azul Grisáceo Blanco Gris Negro 2.4.- TAMAÑO DEL GRANO Para la descripción del tamaño de los granos, parece adecuado emplear los mismos términos descriptivos utilizados para suelos, hay sin embargo ciertas dificultades, ya que muchos nombres de rocas comunes tienen implicaciones inherentes al tamaño de grano, siendo las calizas una de las pocas excepciones mientras los términos descriptivos existentes contemplan este aspecto, parece conveniente incluir alguna referencia al tamaño de grano, independientemente de si el nombre de la roca lo incluye o no, sobre todo para determinaciones de campo y trabajos de laboratorio, pudiera suceder que un observador no sea capaz de darle el nombre a un roca o que el nombre asignado no sea el correcto debiendo ser modificado. En algunos casos en los que se requiere de mayor precisión, se podrá indicar el tamaño de los granos, por ejemplo grano medio 1mm.

8 Los términos recomendados son: GRADO EQUIVALENTE DESCRIPCION DEL TAMAÑO DE LAS DE SUELO TAMAÑO DE GRANO PARTICULAS

Piedras y Cantos Rodados Muy Grueso = 60 mm.

Grava Grueso 2 mm. - 60 mm. Arena Grueso 60 micras-2mm. Limo Fino 2 micras - 60 micras (Granos mayores de 60 micras, visibles con lupa de 10 aumentos) Arcilla Muy fino = 2 micras

2.5.- TEXTURA Y ESTRUCTURA la textura de la roca se refiere a los granos individuales y al arreglo de los mismos pudiendo este último mostrar alguna orientación preferencial. En la medida de lo posible, deberá emplearse términos comunes, los términos adicionales no se justifican al menos que la característica a describirse no esta implícita en el nombre de la roca los términos utilizados con más frecuencia incluyen: ciza llada, clivada, exfoliada, masiva, bandeamiento de flujo, veteada, porfirítica, y homogénea. Las rocas sedimentarias se presentan en estratos que pueden ser: regulares, laminares, con laminación cruzada o diferenciada, los planos de estratificación pueden ser: lisos, ondulados o cuarteados. Se recomienda emplear términos descriptivos para los planos de separación entre estructuras planares incluyendo la estratificación y la laminación en rocas sedimentarias, la exfoliación en rocas metamórficas y el bandeamiento de flujo de rocas ígneas. 2.6.- METEORIZACION DE LAS ROCAS Se refiere a la modificación sufrida en la composición o estructura de una roca, situada en la superficie terrestre o en sus proximidades, debido a la acción de agentes atmosféricos. Existen dos clases de meteorización según se produzca una desintegración de la roca por agentes físicos, o una descomposición por agentes químicos, incluyendo esta última la disolución. Generalmente los efectos físicos y químicos de la meteorización se producen simultáneamente, pero depende del clima el hecho que una u otra sea predominante.

9 La meteorización física comprende: * Arranque directo por partículas por erosión. * Congelación del agua en grietas y fracturas. * Cambios de volumen en la roca, debido a variaciones de temperatura. * Acción de las plantas, especialmente de las raíces de los árboles. La meteorización química comprende: una serie de reacciones de oxidación, hidratación, hidrólisis, carbonatación y disolución, siendo los reactivos más importantes: el agua, el oxigeno, el dióxido de carbono y los ácidos orgánicos. El clima es el factor que condiciona el tipo de meteorización que se produce: * Meteorización física en climas cálidos y secos o fríos y secos * Meteorización química en climas cálidos o templados y húmedos. Se han creado una serie de escalas empíricas para el trabajo de campo. Pueden establecerse otras escalas más precisas, utilizando por ejemplo, la alteración de la dureza, que se puede determinar mediante el Martillo Schmidt. Actualmente existe dos escalas de meteorización, la primera propuesta por D.G. – Moye, para el granito y la segunda basada en ella, aplicada sobre todo para las rocas sedimentarias de orden detrítico: Areniscas, Limonitas y argilitas. Para rocas metamórficas e Ígneas intrusitas, Deere y Patton, proponen un perfil tipo de meteorización, que comprende cinco niveles similares a los cinco grados de meteorización de la escala de D.G.- Moye. Escala de Meteorización del Granito (Según D.G.- Moye) Grado de Denominación Criterios de Reconocimiento Meteorización

I Sana Roca no meteorizada. Las micas y los Feldespatos están lustrosos

Sana con juntas Las caras de las juntas están manchadas y cubiertas II teñidas de con hematitas y limonitas, pero el bloque de la oxidos roca entre juntas no está meteorizado. Claramente meteorizada a través de la petrofábrica

III Moderadamente que se observa por manchas de oxido de fierro y Meteorizada ligera descomposición de los Feldespatos, pero su resistencia es muy similar a la roca sana. Meteorización en conjunto, pero con resistencia tal

IV Muy Meteorizada que piezas aproximadamente de 25 cm2 de sección transversal, no pueden romperse a mano. Completamente Roca intensamente meteorizada con aspecto de V Meteorizada suelo que puede romperse y desmenuzarse a mano, pero se puede reconocer todavía la fabrica original.

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Escala de Meteorización de las Rocas Sedimentarias Detríticas (Basada en la de D.G. Moye)

Grado de Denominación Criterios de Reconocimiento

Meteorización

I Sana Roca no meteorizada. Conserva el color y el lustre en toda la masa.

II Sana con juntas Las caras de las juntas están manchadas de óxidos teñidas de óxidos pero el bloque unitario entre ellas mantiene el color y el lustre de la roca sana.

Claramente meteorizada a través de la petrofábrica reconociéndose el cambio de color respecto de la roca sana. El cambio de color puede ser desde

III Moderadamente simples manchas a variación de color en toda la Meteorizada masa, generalmente a colores típicos de óxidos de fierro, la resistencia de la roca puede variar desde muy análoga a la roca grado II a bastante más baja, pero tal que trozos de 25 cm2 de sección no pueden

romperse a mano. Roca intensamente meteorizada, que puede

IV Muy Meteorizada desmenuzarse y romperse a mano, aunque sus elementos son perfectamente reconocibles.

Material con aspecto de suelo, completamente descompuesto por meteorización “in-situ", pero

V Completamente en el cual se puede reconocer la estructura de la Meteorizada roca original. Los elementos constitutivos de la roca se encuentran diferenciados, aunque totalmente diferenciados

Grado de meteorización de Deere y Patton en cinco clases : 2.6.1.- ROCA FRESCA Denominada también roca sana, es aquella que no posee ningún grado de descomposición, no se encuentra teñida ni descolorada y se puede distinguir todas sus características texturales y estructurales sin dificultad. Solamente con ayuda de la lupa se pueden distinguir minerales teñidos aislados. 2.6.2.- ROCA DEBILMENTE METEORIZADA La superficie de la roca se encuentra descolorada y/o los minerales teñidos u oxidados. Los colores más comunes en que suele teñirse son: pardo

11 anaranjado, pardo, pardo rojizo, marrón, ocre, pardo amarillento, etc. Eventualmente, estos u otros colores pueden manchar los dedos. En algunos casos se puede reconocer el avance de la meteorización desde la superficie de la fractura algunos milímetros o centímetros hacia el interior de la roca. Se pueden apreciar bastantes cristales descolorados o teñidos. 2.6.3.- ROCA MEDIANAMENTE METEORIZADA En esta etapa la mitad o menos de la roca se ha degradado a casi suelo, dejando núcleos de roca más dura. En todo caso, la estructura y la textura (o minerales individuales) en las partes blandas aún son claramente reconocible. 2.6.4.- ROCA ALTAMENTE METEORIZADA Más de la mitad de la roca a devenido a suelo, pero en este caso aún la textura y las estructuras son reconocibles. Las partes blandas son deformables con poca dificultad y las partes rocosas son friables (que se puede desmenuzar con cierta facilidad). 2.6.5.- ROCA COMPLETAMENTE METEORIZADA La roca se ha degradado completamente a suelo residual, aunque aún podría reconocerse eventualmente estructuras y texturas. Para la clasificación de Laubscher utilizar los siguientes ratings: Roca no meteorizada ................................................... 95 - 100 Débilmente meteorizada .............................................. 89 - 94 Medianamente meteorizada ........................................ 81 - 88 Altamente meteorizada ................................................ 76 - 80 Completamente meteorizada ....................................... 75 - 0 Para la clasificación de Bieniawski, emplear la siguiente nomenclatura: Roca no meteorizada .................................................... UW Débilmente meteorizada ............................................... SW Medianamente meteorizada ......................................... MW Altamente meteorizada ................................................. HW Completamente meteorizada ........................................ CW El grado de meteorización de las rocas ha sido descrito en las tablas anteriores, en cuanto al grado de meteorización (o alteración) en los labios de las discontinuidades, se describe en el siguiente cuadro:

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Grado de Meteorización de las discontinuidades

Termino Descripción Fresco No hay signos visibles de meteorización de la masa rocosa. El color es distinto del que tenia el material original sano. Hay que indicar Descolorido el grado de cambio de color original. También hay que mencionar el caso en el que el cambio de color solo afecta a determinados minerales. La roca esta meteorizada hasta alcanzar el grado de un suelo en el que la Descompuesto fábrica del material todavía permanece intacta, pero algunos o todos los granos minerales están descompuestos. La roca está meteorizada hasta alcanzar el grado de un suelo en el que la Desintegrado Fábrica del material todavía permanece intacta. La roca es fiable pero los granos minerales están descompuestos.

2.7.- CLASIFICACION DE LAS ROCAS EN INGENIERIA

2.7.1.- CICLO DE LAS ROCAS

El orden de este ciclo no es rígido. Una roca ígnea, por ejemplo, puede transformarse en metamórfica por efecto del calor y la presión sin pasar por la fase sedimentaria. Asimismo, las rocas sedimentarias y metamórficas pueden convertirse en material que forma nuevas rocas sedimentarias. El ciclo clásico de las rocas que se acaba de describir, se ha puesto recientemente en relación con la tectónica de placas. El ciclo comienza con la erosión de un continente. El material del continente se acumula en sus

13 bordes y se puede compactar por litificación y transformarse en roca sedimentaria. Con el tiempo, el borde continental se transforma en borde de placa convergente (es decir, empujada contra otra placa). En esta línea, las rocas sedimentarias pueden transformarse por efecto de las altas presiones en cinturones de rocas metamórficas. Pero poco a poco los sedimentos que no han formado montañas se ven arrastrados por subducción hacia el fondo de la corteza. Allí sufren un metamorfismo aún mayor, hasta alcanzar grados de presión y temperatura tan elevados que se funden y se convierten en magma. Éste a su vez se convierte en roca ígnea que puede volver a la superficie terrestre, bien en forma extrusiva, a través de un volcán, bien por exposición de la roca ígnea intrusiva a consecuencia de la erosión. La meteorización y la erosión atacan las rocas ígneas, las transportan hasta el borde continental y el ciclo comienza de nuevo. 2.7.2.- ROCAS IGNEAS

En geología, rocas formadas por el enfriamiento y la solidificación de materia rocosa fundida, conocida como magma. Según las condiciones bajo las que el magma se enfríe, las rocas que resultan pueden tener granulado grueso o fino. Las rocas ígneas se subdividen en dos grandes grupos: las rocas plutónicas o intrusivas, formadas a partir de un enfriamiento lento y en profundidad del magma; y las rocas volcánicas o extrusivas formadas por el enfriamiento rápido y en superficie, o cerca de ella, del magma. Existe una correspondencia mineralógica entre la serie de rocas plutónicas y la serie volcánica, de forma que la riolita y el granito tienen la misma composición, del mismo modo que el gabro y el basalto. Sin embargo, la textura y el aspecto de las rocas plutónicas y volcánicas son diferentes. Las rocas ígneas, compuestas casi en su totalidad por minerales silicatos, pueden clasificarse según su contenido de sílice. Las principales categorías son ácidas o básicas. La razón de ello estriba en que proceden del enfriamiento de magmas con composición diferente y mayor o menor enriquecimiento en sílice. En el extremo de las rocas ácidas o silíceas están el granito y la riolita, mientras que entre las básicas se encuentran el gabro y el basalto. Son de tipo intermedio las dioritas y andesitas. Diorita La diorita es una roca ígnea de grano fino a grueso y de color gris a gris oscuro, compuesta en su mayor parte de sílice. 2.7.3.- ROCAS METAMORFICAS

Rocas cuya composición y textura originales han sido alteradas por calor y presión. El metamorfismo producido por el calor o la intrusión de rocas ígneas recibe el nombre de térmico o de contacto. Finalmente hay otro tipo de

14 metamorfismo a gran escala, relacionado con la tectónica de placas y la orogénesis y motivado por los aumentos de presión y temperatura cercanos a la zona de colisión y subducción, que origina extensas zonas de rocas metamórficas. Hay cuatro variedades comunes de rocas metamórficas que pueden provenir de rocas sedimentarias o de rocas ígneas, según el grado de metamorfismo que presenten, dependiendo de la cantidad de calor y presión a la que se han visto sometidas. Así, la lutita se metamorfiza en pizarra a baja temperatura, pero si es calentada a temperaturas lo suficientemente elevadas como para que se recristalicen sus minerales arcillosos formando laminillas de mica, se metamorfiza en una filita. En los esquistos, los minerales de color claro (cuarzo y feldespato sobre todo) están distribuidos homogéneamente entre las micas de color oscuro; el gneis, por el contrario, exhibe bandas de color características. Entre las rocas metamórficas no foliadas, las más comunes son la cuarcita y el mármol. La cuarcita es una roca dura, de color claro en la que todos los granos de arena de una arenisca se han recristalizado formando una trama de cristales de cuarzo imbricados entre sí. El mármol es una roca más blanda y frágil de colores variados en la que se ha recristalizado por completo la dolomita o la calcita de la roca sedimentaria madre. Gneis El gneis es una roca metamórfica formada durante un metamorfismo regional de alto grado, dando lugar a una estructura en bandas. 2.7.4.- ROCAS SEDIMENTARIAS

En geología, rocas compuestas por materiales transformados, formadas por la acumulación y consolidación de materia mineral pulverizada, depositada por la acción del agua y, en menor medida, del viento o del hielo glaciar. La mayoría de las rocas sedimentarias se caracterizan por presentar lechos paralelos o discordantes que reflejan cambios en la velocidad de sedimentación o en la naturaleza de la materia depositada. Las rocas sedimentarias se clasifican según su origen en detríticas o químicas. Las rocas detríticas, o fragmentarias, se componen de partículas minerales producidas por la desintegración mecánica de otras rocas y transportadas, sin deterioro químico, gracias al agua. Son acarreadas hasta masas mayores de agua, donde se depositan en capas. Las lutitas, la arenisca y el conglomerado son rocas sedimentarias comunes de origen detrítico. Las rocas sedimentarias químicas se forman por sedimentación química de materiales que han estado en disolución durante su fase de transporte.

15 Arenisca La arenisca es una roca sedimentaria constituida, predominantemente, por granos de cuarzo. Los granos pueden estar cementados por sílice, calcita u óxidos de hierro. 2.8.- MINERAL (QUÍMICA) En general, cualquier elemento o compuesto químico que se encuentre en la naturaleza; en mineralogía y geología, compuestos y elementos químicos formados mediante procesos inorgánicos. El petróleo y el carbón, que se forman por la descomposición de la materia orgánica, no son minerales en sentido estricto. Se conocen actualmente más de 3.000 especies de minerales, la mayoría de los cuales se caracterizan por su composición química, su estructura cristalina y sus propiedades físicas. Se pueden clasificar según su composición química, tipo de cristal, dureza y apariencia (color, brillo y opacidad). En general los minerales son sustancias sólidas, siendo los únicos líquidos el mercurio y el agua. Todas las rocas que constituyen la corteza terrestre están formadas por minerales. 2.9.- CONDICION DE FRACTURA En la condición de las superficies de fractura, se ha agrupado los siguientes parámetros: el relleno y la rugosidad. 2.9.1.- RELLENO DE FRACTURAS Las discontinuidades pueden ser cerradas, abiertas o contener un relleno. Los rellenos más importantes pueden ser: Clorita (lubricante con el agua), carbonatos (se deshacen en la vida de las obras), arcillas (la Montmorillonita y la Caolinita es particularmente importante), Zeolitas (intercambian agua molecular con el medio fácilmente), Yeso (particularmente peligroso), Grafito (lubricante), Serpentina (similar a la Clorita), etc., además de otros rellenos más inocuos como el Cuarzo, la Epidota, la Anhidrita etc. para la clasificación de Laubscher y para la de Bieniawski no se necesita definir el tipo de relleno, sino que éste se evalúa solamente en base a sus propiedades físicas. En relación a estas propiedades, la clasificación de Laubscher asigna los siguientes ratings a los diferentes tipos de relleno: Sin relleno (solamente pátina) ............................................. 100 Material de cizalle duro y grueso ......................................… 90 - 99 Material de cizalle duro y fino .......................................…… 80 - 90 Material de ciza lle blando y grueso ..................................... 60 - 79 Material de cizalle blando y fino .....................................…. 50 - 59 Salvanda < que las rugosidades ......................................... 35 - 49 Salvanda > las rugosidades ................................................ 12 - 35 Material de flujo ................................................................... 0 - 11

16 Para la clasificación de Bieniawski se debe emplear la siguiente nomenclatura: Sin relleno ............................................................................... 6 Relleno duro < 5 mm de espesor ............................................ 4 Relleno duro > 5 mm de espesor ............................................ 2 Relleno blando < 5 mm de espesor ........................................ 1 Relleno blando > 5 mm de espesor ........................................ 0 2.9.2.- RUGOSIDAD DE LAS SUPERFICIES DE FRACTURA Aunque Laubscher divide los grados de rugosidad a pequeña escala en 3 clases, subdividida a su vez en otras 3 subclases, en este caso para cuantificar la valoración, solamente se requiere 5 tipos de rugosidad, con el siguiente rating: Muy rugosa ........................................................................ 99 - 100 Rugosa .............................................................................. 87 - 98 Moderadamente rugosa .................................................... 81 - 86 Superficie suave................................................................. 60 - 80 Espejo de falla ................................................................... 50 - 59 Para la clasificación de Bieniawski se empleará la siguiente nomenclatura: Muy rugosa .............................................................…............. VR Rugosa .................................................................................... R Superficie suave ...................................................................... SR Superficie lisa ......................................................................... S Espejo de falla........................................................….............. SK 2.9.3.- FRACTURAS ABIERTAS En un sondaje es muy difícil o prácticamente imposible detectar las fracturas abiertas. A lo más se reconocerán vetillas lavadas, las cuales generalmente son discontinuas y de muy corta corrida. En algunos casos se pueden inferir las fracturas abiertas debido a los óxidos de fierro que tiñen sus superficies, pero la oxidación solamente ocurre en un ambiente de aguas flucturantes y tampoco permite conocer la amplitud de la abertura. 2.10.- CLASIFICACION DE LAS ROCAS “IN-SITU” 2.10.1.- INDICE DE LA CALIDAD DE LA ROCA - RQD Para determinar el RQD (Rock Quality Designation) en el campo y /o zona de estudio de una operación minera, existen hoy en día tres procedimientos de calculo.

17 PRIMER PROCEDIMIENTO: Se calcula midiendo y sumando el largo de todos los trozos de testigo mayores que 10 cm en el intervalo de testigo de 1.5 m, contando únicamente las discontinuidades naturales del testigo. En el caso que exista duda respecto al origen de la discontinuidad (natural o inducida) se toma el caso más conservador, es decir se considerará que la fractura es inducida (artificial). Las medidas se toman con respecto al eje del testigo, según las figuras 2.1 y 2.2. Especialmente el esquema de la figura 2.2 aclara la partición de las fracturas de algunos casos conflictivos. La sumatoria de estos trozos se expresarán en porcentaje del intervalo de 1.5 m.

RQDtrozos cm

cm% =

>∑ 10150

Nota : Un criterio para diferenciar las fracturas naturales de las artificiales o inducidas es que las fracturas inducidas suelen ser más irregulares, limpias (pero no siempre) y se suele distinguir los granos minerales individualmente de manera más destacada. Además, pueden compararse la características de las fracturas inequívocamente naturales con las conflictivas, observando si conservan una actitud y aspecto similar. En un caso extremo se puede partir un testigo y comparar. En caso de duda considerarla como natural. La frecuencia de fractura se determina considerando solamente las fracturas naturales, que existen sobre el soporte de estudio (1.5m), y se reúnen en tres grupos, donde se suman todas aquellas cuyo manteo mide entre 0° y 30°, otro grupo para las que miden entre 31° y 60°, y finalmente entre 60° y 90°; y además se aprovechan para definir la frecuencia de fractura, entonces se suman los tres grupos y se dividen por el intervalo de 1.5 m.

Figura 2.1. Medición del RQD

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Figura 2.2. Formas correctas de medir R.Q.D

19 SEGUNDO PROCEDIMIENTO Comprende el cálculo del RQD en función del número de fisuras, por metro lineal, determinadas al realizar el levantamiento litológico-estructural (Detail line) en el área y/o zona predeterminada de la operación minera. La fórmula matemática: - 0.1? RQD = 100? ( 0.1? + 1) Siendo:

ºN deFisurasSPAN

λ =

TERCER PROCEDIMIENTO Comprende el cálculo del RQD en función del número de fisuras, por metro cúbico, determinadas al realizar el levantamiento litologico-estructural (Detail line) en el área y/o zona predeterminada de la operación minera. La fórmula matemática: RQD = 115 – 3.3 (Jv) Siendo: Jv = Número de fisuras por metro cúbico. Deere propuso la siguiente relación entre el valor numérico RQD y la Calidad de la roca desde el punto de vista en la Ingeniería:

RQD Calidad de la roca

< 25% Muy mala 25 - 50 % Mala 50 - 75 % Regular 75 - 90 % Buena

90 - 100 % Muy buena

CAPITULO III 3.- CARACTERISTICAS DEL MACIZO ROCOSO 3.1.- FUNDAMENTACION La cuantificación de las características estructurales y geomecánicas de las rocas circundantes a las estructuras mineralizadas, tienen una justificación técnica y económica para una explotación racional, segura y rentable; su utilización esta orientada para el planeamiento y diseño, selección de equipos, diseño de la perforación, voladura y sostenimiento de labores mineras superficiales y subterráneas. La implementación de un sistema de información geomecánica en las diferentes actividades mineras; para su aplicación en el diseño de labores mineras, comprenderá realizar los siguientes estudios: * Caracterización del macizo rocoso, a través de: Levantamiento litológico – estructural. * Caracterización del comportamiento mecánico de la masa rocosa y sus componentes; a través de: º Ensayos de laboratorio: Determinación de Propiedades Físicas y Propiedades Mecánicas de la roca y mineral. º Ensayos In-situ. Índice de la calidad de la roca: RQD. * Clasificación geomecánica del macizo rocoso. * Zoneamiento de la masa rocosa. 3.2.- CARACTERIZACION DEL MACIZO ROCOSO 3.2.1.- LEVANTAMIENTO LITOLÓGICO - ESTRUCTURAL Consiste en registrar información Litológica-estructural de la masa rocosa, este trabajo debe ser ejecutado; mediante las observaciones de campo, utilizando normas sugeridas por la Sociedad Internacional de Mecánica de Rocas - ISRM (Society International For Rock Mechanic´s), en las diferentes labores de acceso, desarrollo y preparación para la explotación futura de la operación minera. La información entre otras, estará constituidos por litología, meteorización, alteraciones, presencia de agua, tipo, forma de superficie de las

21 discontinuidades, espaciado, continuidad y frecuencia de las diaclasas, y la orientación y rumbo de las estructuras y/o discontinuidades. Esta información debe ser evaluada, cuantificada a través de un tratamiento computarizado; mediante la aplicación de Software: “DIP´S” para determinar el número de familias de discontinuidades “Jn” (Joint Set Number) y “UNWEDGE” para determinar la presencia de cuñas, y/o áreas inestables, se adjuntan los formatos en los anexos para la toma de los datos de campo.. Los resultados serán ploteados en cada en estación por niveles; en el caso de labores subterráneas y labores superficiales, en planos geológicos estructurales, debiendo de analizar además de la información estructural las orientaciones preferentes de las discontinuidades, ubicación de las estaciones de muestreo; consecuentemente la elaboración de un plano composito de las características estructurales. Toda la información servirá como base para establecer la clasificación geomecánica de la masa rocosa entorno de la operación minera. En complemento a la información litológica estructural es necesario realizar estudios petromineralógicos de las rocas y minerales caracte rísticos y representativos de la zona. 3.3.- CARACTERÍSTICAS DEL COMPORTAMIENTO MECANICO DE LA MASA ROCOSA Y SUS COMPONENTES 3.3.1.- ENSAYOS DE LABORATORIO Comprenderá determinar las propiedades físicas y mecánicas de los diferentes materiales rocosos, entre roca y mineral a partir de un muestreo selectivo y representativo en sectores característicos de la operación minera, incluyendo rocas de la diversidad de formaciones geológicas como por ejemplo: formaciones Chimú, Santa, Goyllirisquisga, Carhuaz y diferentes tipos de mineral como por ejemplo: piritoso, Skarn, Chiroje, Marmatita, Vuggy Silica. Los ensayos deben realizarse en el laboratorio de Mecánica de Rocas, utilizando normas sugeridas por la Sociedad Internacional de Mecánica de Rocas - ISRM (Society International For Rock Mechanic´s), a partir de muestras de roca y /o mineral procedente de la mina técnicamente extraídos y transportados. Estos deben ser sometidos a los siguientes ensayos : Propiedades Físicas: Densidad, Porosidad Aparente, Peso Especifico Aparente, Absorción en peso. Propiedades Mecánicas: Ensayo de Compresión Uniaxial. Ensayo de Carga Puntual.

22 Ensayo de Corte Directo. Ensayo para la determinación de Constantes Elásticas. Ensayo de Compresión Triaxial. Ensayo de Tracción Indirecta – Brasilero. Los resultados serán ploteados en un plano composito por niveles en caso de labores subterráneas y labores superficiales. de las características estructurares. 3.3.2.- ENSAYOS IN –SITU En la operación minera se debe implementar un sistema de control instrumental para garantizar la estabilidad de las labores mineras subterráneas y superficiales. A través de : Convergencia mediante: Extensómetros de varillas Extensómetros de cinta Extensómetros de hilo Extensómetros eléctricos Subsidencia mediante: Inclinómetros Estación Total ( Teodolito y distanciómetro Electrónico) Rebote mediante: El martillo Schmidt de Dureza Nivel y/o caudal del agua mediante: Piezómetros Los resultados serán ploteados en planos. Esta información representa datos adicionales para garantizar la estabilidad de labores subterráneas y superficiales de una operación minera. 3.3.2.1.- ÍNDICE DE CALIDAD DE LA ROCA La Calidad de la roca se determina mediante el RQD (Rock Quality Designation) por tres métodos descritos en el capitulo anterior: Primer método: Se basa en la recuperación en porcentaje de piezas enteras mayores a 100 mm. con relación a longitud total de una perforación diamantina. Segundo método: Se basa en el número de discontinuidades por metro lineal Tercer método: Se basa en el número de discontinuidades por metro cúbico

23 El valor RQD es representativo para cada tramo, representa además un valor numérico de la calidad de la roca; en este sentido, es necesario utilizar toda la información de las perforaciones diamantinas y los datos de campo referidos al número de discontinuidades. 3.4.- CLASIFICACIONES GEOMECÁNICAS DEL MACIZO ROCOSO . Con los resultados y análisis de la información litológica-estructural, la resistencia compresiva uniaxial de las rocas y/o mineral, se debe elaborar la clasificación geomecánica del macizo rocoso utilizando criterios de Bieniawski (CSIR), Laubscher and Taylor, Barton (NGI), Marinos and Hoek (GSI), en algunos casos Protodyakonov. Con el objetivo de determinar la calidad del macizo rocoso. 3.5.- ZONEAMIENTO Con la data básica, se determinará los dominios estructurales, es decir la zona de similar comportamiento geomecánico el mismo que debe estar representado en los planos de la operación minera. 3.6.- APLICACIONES La caracterización del macizo rocoso es una información básica para el diseño de labores mineras esto implica que en todo proyecto de excavaciones subterráneas habrá que invertir recurso económico como trabajo y tiempo suficiente para la recolección e investigación de campo. De no ser así podría presentarse problemas inesperados después en la ejecución de una labor minera. En este sentido conviene aprovechar la mayor información disponible a partir de la ejecución de la labores de las fases de una investigación minera, entre labores de explotación, mapeos geológicos estructurales testigos de perforación diamantinas: labores mineras, etc. A fin de preparar información básica para establecer una clasificación geomecánica del macizo rocoso en torno a la explotación de un yacimiento mineralizado, El sistema de clasificación servirá al proyectista, en este caso al ingeniero de minas o a la persona especializada de la operación minera, para adquirir experiencia en el manejo de la información geomecánica del macizo rocoso, para el diseño y dominio de las operaciones mineras. A continuación mencionamos algunas de las aplicaciones del sistema de información geomecánica, especificamos en los siguientes aspectos: 3.6.1.- DISEÑO DE LABORES MINERAS Estimación de la resistencia de la roca. Determinar el modulo de deformación In-situ.

24 Estimar los esfuerzos máximos en las superficies (perfiles) de las excavaciones. Estimar dimensiones de excavaciones autosoportadas. Evaluar efectos de la construcción de excavaciones subterráneas (Perforación y Voladura). Evaluar la inestabilidad por efectos de las características estructurales subterráneas y superficiales. Diseño de galería, túneles, piques, chimeneas y excavaciones subterráneas en general. Diseño de rampas, bermas, bancos y labores mineras superficiales en general. 3.6.2.- METODO DE EXPLOTACIÓN Selección y diseño del método de explotación. Dimensión de los bloques de explotación. Dimensión de los polígonos de explotación. Selección del tamaño del equipo minero. Dimensiones de las operaciones unitarias mineras. Planeamiento de la producción: esquemas y secuencias de explotación. Estabilidad de taludes. 3.6.3.- PERFORACION Y VOLADURA Velocidad de penetración de perforación. Selección de explosivos. Selección del equipo de perforación. Optimizar la fragmentación de roca y mineral. Determinar las velocidades de las ondas sísmicas, entre diferentes tipos de roca. Determinar el consumo de barrenos, broca, etc. Diseño de voladura en masa. Diseño de voladura controlada (Smooth Blasting). 3.6.4.- SOSTENIMIENTO Diseño de refuerzos a partir de la calidad del macizo rocoso. Requerimiento de sostenimiento. Selección de elementos de refuerzo y soporte en excavaciones subterráneas. Evaluación y análisis de estabilidad en labores mineras. 3.6.5.- RELLENO Y DRENAJE Selección del tipo de sistema de relleno para el restablecimiento del equilibrio del macizo rocoso. Requerimiento de la resistencia de relleno. Establecer las secuencia y ritmo del rellenaje. Evaluación hidrológica y diseño del drenaje en una operación minera.

25 3.6.6.- CONSERVACIÓN DEL MEDIO AMBIENTE Conservación de la ecología en torno a las áreas de explotación. Selección y ubicación de las canchas de relave y/ú otros sistemas de disposición de residuos mineros. Planificación minera. Construcción de carreteras, instalaciones, campamentos, cimentaciones, etc. Producción y aprovechamiento de agua de mina. Predicción e inestabilidad de taludes y/o riesgos naturales. Remediación de zonas reclamadas. 3.6.7.- PRODUCTIVIDAD Y LOSS CONTROL Protección del trabajador y/o equipo minero. Prevenir riesgos físicos y /o accidentes de trabajo. Asegurar y mejorar condiciones de trabajo para el trabajador minero. Asegurar operaciones con mayor productividad. Trabajos mecanizados, uso de equipos en todas las operaciones de minado. 3.6.8.- ECONOMIA Y GESTION Asegura una explotación racional del yacimiento. Desarrollo y avance tecnológico: Aplicación y utilización de nuevas tecnologías. Provee una inversión anticipada y necesaria. Disponer de un banco de datos. Formulación, evaluación y control de proyectos. Manejo y control de las operaciones mineras. Diseño de inversión planificada. Definición de criterios técnicos – económicos adecuados.

CAPITULO IV 4.- COMPORTAMIENTO DE LA LABOR MINERA Para analizar el comportamiento de una labor minera, se debe tener en cuenta el sistema de control instrumental (monitoreo) de los componentes estructurales rocosos de dicha labor minera superficial y/o subterránea (rampa, banco, galería, crucero, tajeo, entre otras) con una diversidad y/o gama de equipos e instrumentos mecánicos, hidráulicos, eléctricos, electrónicos. 4.1.- ANTES DE LA CONSTRUCCIÓN Para recabar la información que se necesita para el diseño de la ejecución de la labor minera. Esta información incluye el modulo de deformación de la roca, la resistencia de la roca in-situ y el estado de los esfuerzos in-situ. 4.2.- DURANTE LA CONSTRUCCIÓN Para confirmar la idoneidad del diseño y para proporcionar las bases necesarias para su cambio. Además el control de los desplazamientos tiene un papel importante en la información que se necesita para aumentar la seguridad en las labores mineras superficiales y subterráneas. 4.3.- DESPUÉS DE LA CONSTRUCCIÓN Para controlar el comportamiento general de la labor minera durante la operación o para medir la reacción de una operación minera adyacente a otra más cercana. Un programa sobre el sistema de instrumentación superficial y/o subterránea deberá enfrentarse a estas fases en una forma mas eficiente y económica que sea posible. No se deberán sobreestimar las fases de sencillez, solidez y confiabilidad ya que los instrumentos a emplearse en labores mineras se someterán a condiciones muy rudas de temperatura, de humedad y de manejo. 4.4.- CONTROL INSTRUMENTAL El monitoreo es la observación del comportamiento de las estructuras, ya sea visualmente o con la ayuda de instrumentos. Dentro del contexto geomecánico, el control instrumental puede llevarse a cabo por las siguientes razones: A.- Para el registro de los valores naturales y variaciones en los parámetros

27 geotécnicos tales como el nivel freático, nivel de agua y eventos sísmicos antes del inicio de la puesta en marcha de un proyecto. B.- Para garantizar la seguridad durante la construcción y operación por ejemplo: Mediante la advertencia del desarrollo del exceso de deformaciones en el terreno, presiones de agua y carga de los elementos de soporte. C.- Para verificar la validez de las suposiciones, modelos conceptuales y los valores del suelo o las propiedades del macizo rocoso, usados en los cálculos para el diseño. D.- Para el control de la implementación del tratamiento del terreno y remediar trabajos tales como glaciares durante la profundización de piques, túneles y tajos (bancos) a través de la napa freática, enlechado, drenaje o la provisión de soporte mediante el tensionado de cables. En la Mecánica de rocas la mayor parte del control instrumental se lleva a cabo por la segunda y tercera de las razones anteriormente mencionadas. Es importante llevar a cabo un control instrumental de la seguridad y para controlar el comportamiento del macizo rocoso y como consecuencia de ello hacer los ajustes en el diseño global de la operación minera y tomar las medidas apropiadas. Las masas rocosas son extremadamente complejas y cuyas propiedades son difíciles por no decir imposibles de predeterminar con exactitud los frentes de operación. También quedara claro que los modelos usados para predecir los variados aspectos del comportamiento del macizo rocoso para los diferentes tipos de minado, están basados sobre idealizaciones, suposiciones y simplificaciones: por esto es vitalmente necesario comprobar la posición de las predicaciones hechas en los cálculos para el diseño. El uso del sistema de monitoreo en las operaciones mineras superficiales y subterráneas modernas y de gran escala pueden ser sofisticadas y caras. Sin embargo, debe recordarse que conclusiones valiosas acerca del comportamiento del macizo rocoso a menudo puede obtenerse de operaciones visuales y de las observaciones hechas usando aparatos de monitoreo muy simples. Los detalles que pueden ser monitoreados en las operaciones mineras superficiales y subterráneas son: * Desplazamiento de la roca en los limites del tajo y/o excavación. * Movimiento a lo largo o a través de una diaclasa. * Desplazamientos relativos a la convergencia de puntos de anclaje de referencia en lo limites de una excavación. * Desplazamientos ocurridos en el macizo rocoso lejos de la periferia de la labor minera. * Desplazamientos superficiales y/o de subsidencia. * Cambios en la inclinación de un taladro.

28 * Niveles de agua subterránea. * Cambios en el esfuerzo en un punto en la masa rocosa. * Cambios en las cargas y en los elementos de sostenimiento, tales como de refuerzo, soporte, revestimiento y relleno. * Los esfuerzos y las presiones de agua generadas en el terreno. * Sedimentación del terreno. * Emisiones sísmicas y microcósmicas. * Velocidad de propagación de las ondas. Aunque pueda parecer que en la relación hay una gran cantidad de variables que pueden ser monitoreadas, solo el desplazamiento y la presión pueden ser medidas relativamente y directamente usando tecnología simple. Las mediciones pueden realizarse de desplazamientos absolutos de una serie de puntos en los limites de la labor minera o con una mayor dificultad dentro del macizo rocoso. El desplazamiento relativo o de convergencia de dos puntos en los limites de una excavación es más fácil de medir que el desplazamiento absoluto. Debido a que el desplazamiento relativo de dos puntos puede medirse comúnmente y puede obtenerse una medida de deformación normal asumiendo que la perforación es uniforme sobre la longitud referencial considerada. Las presiones de agua subterránea y los esfuerzos normales en el contacto de los elementos de sostenimiento del macizo rocoso o con el relleno pueden medirse mediante presiones inducidas en celdas de presión rellenadas con fluido. Es importante reconocer que la medición de muchas otras variables de interés, especialmente fuerzas y esfuerzos, requieren del uso de modelos matemáticos y de las propiedades del material para calcular los valores requeridos de los desplazamientos, deformaciones o presiones. 4.5.- SISTEMAS DE MONITOREO 4.5.1.- CARACTERÍSTICAS GENERALES DE LOS SISTEMAS DE MONITOREO El sistema de instrumentación usado para monitorear una variable tendrá generalmente tres componentes diferentes: Un sensor o detector que registra los cambios dentro de la variable que se esta monitoreando. Un sistema de transmisión, el cual puede usar barras, cables electrónicos, líneas hidráulicas o aparatos radiotelemétricos que transmite al sensor como datos de salida de los detalles ubicados.

29 Y un sistema de lectura y/o unidad de registro tales como un calibrador de dial, indicador de presión, registrador de cinta magnética o del tipo digital que convierte los datos en usables y lo presenta al especialista. A.- De fácil instalación, si es necesario bajo condiciones adversas. B.- Adecuada sensibilidad, precisión y reproducción de las mediciones. C.- Protección adecuada y duradera para asegurar la durabilidad en los periodos de operación requeridas. D.- De fácil lectura y de disponibilidad inmediata de los datos para el ingeniero. E.- Que no interfiera con las operaciones mineras. 4.5.2.- COMPONENTES SENSORES Y/O DETECTORES Son elementos que constituyen un sistema de control instrumental, se caracteriza por ser los elementos que detectan las variaciones, desplazamientos, movimientos, deformaciones, entre notros, que se registran para un control instrumental, dependiendo del tipo de control instrumental (monitoreo). En el mercado existe una gran variedad de sensores y/o detectores y con diferentes ángulos de precisión, estos componentes van conectados a los otros componentes de transmisión y lectura. Por ejemplo en el caso de extensometros de varillas el elemento sensor y/o detector serian los anclajes, barras cilíndricas de acero estriadas en el caso del extensometro de cinta el elemento sensor y/o detector seria el fierro corrugado con su perno de ojillo, anclado en el punto donde se registran las mediciones. 4.5.3.- COMPONENTES TRANSMISORES Son elementos que forman parte de un sistema de control instrumental, se caracterizan por ser los elementos que transmiten las variaciones, desplazamientos y movimientos que los elementos sensores y/o detectores han registrado durante un control instrumental (monitoreo); estos componentes van conectados a los componentes de la lectura, por ejemplo: En el caso de la barra telescópica Extensometrica, el elemento transmisor es la barra de aluminio tabular que hace contacto (hemisférico) en cada extremo, con dos puntos a medirse. En el caso del extensometro de varillas los elementos transmisores son las varillas de acero de ¼ “ de diámetro forrados con tubos PVC de ½ “ de diámetro.

30 4.5.4.- COMPONENTES DE LECTURA Son elementos que forman parte de un sistema de control instrumental, se caracterizan, por ser los elementos donde se efectúa la lectura de las variaciones, desplazamientos, movimientos registrados por los elementos sensores y/o detectores y transmitidas hacia los componentes de lectura por los elementos transmisores durante el control instrumental (monitoreo), en el mercado existe una variedad o gama de elementos de lectura con diferentes rangos de precisión, como son: eléctricos, ópticos, mecánicos, entre otros, por ejemplo: El sistema de control instrumental (óptico), el instrumental de estación total esta compuesta por un teodolito electrónico y un distanciometro. En el caso de la barra telescópica extensometrica, el equipo constituido por dos barras: un fija colocada en un punto de referencia y otro movible colocado en el otro punto de referencia, son ajustados mediante un pin de oreja, indicando en un dispositivo de lectura del desplazamiento entre ambos puntos. 4.6.- MODOS DE OPERACIÓN Las formas de operación de los sensores, transmisores y sistemas de lectura, usados como aparatos de monitoreo pueden ser mecánicos, ópticos, hidráulicos y eléctricos. Los sistemas mecánicos miden las variaciones dimensiónales de secciones transversales de labores mineras superficiales y/o subterráneas o de las deformaciones en profundidad del macizo rocoso. A menudo resultan los métodos mas sencillos, baratos y confiables de detección, transmisión y lectura a distancia o un grabado continuo de los datos que se están tomando. Los sistemas ópticos se usan en métodos de mediciones convencionales, precisas y fotogramétricas, para el establecimiento de perfiles de excavación y para el registro de fracturas naturales o inducidas para la operación minera. En el pasado se le dio un uso considerable a los conectores fotoelásticos y discos para monitores, cambios de esfuerzos en los alrededores de las labores mineras y en los elementos de sostenimiento. Quizás el elemento más común que continua como instrumento de este tipo es la celda de carga de pernos de roca fotoelástica. En esta celda, la carga del perno de roca es transmitida a los diámetros de los discos de vidrio montados entre los platos de cargas de acero. Los diámetros transductores hidráulicos y neumáticos se usan para medir presiones de agua, soportes de carga, cargas de cable de anclaje, componente normales de esfuerzos y subsidencias. En todos los casos el método de operación es el mismo. La cantidad medida es la presión de un fluido el cual actúa en un lado un diagrama flexible, hecho de metal, jebe o plástico.

31 La toma de lecturas de aire, nitrógeno o presiones de aceite hidráulico se efectúa en la unidad de lectura a través de uno de los tubos del diafragma. Estos métodos son usados ampliamente en el monitoreo de superficies de subsidencia asociados con la operación minera. Los equipos eléctricos probablemente son la base de los instrumentos usados en el presente para monitorear la performance del entorno de la masa rocosa de las estructuras del minado, aunque los sistemas mecánicos siguen siendo utilizados en el monitoreo de los desplazamientos. Los sistemas eléctricos operan generalmente con uno a tres básicos. Las deformaciones registradas por los equipos y/o aparatos son medidas por captores eléctricos. Estas pueden ser efectuadas a distancia y centralizadas en las salas o zonas de lectura fijas. La mayor parte de las celdas de carga, transductores de presión y algunos tipos de inclinómetros, usan medidores de deformación de resistencia eléctrica. Las principales desventajas en el uso de medidores de deformación de resistencia eléctrica son: A.- Es difícil obtener una buena adherencia entre el medidor de deformación y la roca. B.- Las deformaciones son medidas sobre las longitudes relativamente cortas. C.- Los efectos de la temperatura no solo pueden eliminarse. 4.7.- FASES DE APLICACIÓN DE LA INSTRUMENTACIÓN 4.7.1.- CONTROL DURANTE LA CONSTRUCCIÓN DE LABORES MINERAS Las mediciones que se efectúan durante la construcción deberán proporcionar la información necesaria para verificar la validez del diseño o permitir la culminación del trabajo en curso. Además esas mediciones deberán proporcionar anticipos sobre los problemas potenciales para que se puedan tomar medidas correctivas antes de que estas se hayan manifestado a tal punto que las medidas correctivas resulten muy caras e imposibles de ejecutar. Al estudiarse el uso de instrumentos, se ha insistido que estos sean resistentes y sencillos, y que su instalación y control afecte lo menos posible al trabajo de construcción de una labor minera superficial y/o subterránea. Existen varios métodos para el control de desplazamientos, como muchas veces se han intentado llevar el registro de los controles durante la construcción y/o ejecución de la operación minera, pero o siempre no es un trabajo tan sencillo como parece. La mayoría de los instrumentos de medición son de un material plástico y se fijan a la roca con un cementante de resina. Estos materiales

32 sintéticos tienden a deformarse con el tiempo, por lo que los instrumentos son más adecuados a corto que a largo plazo. 4.7.2.- CONTROL DESPUÉS DE LA CONSTRUCCIÓN Una vez finalizada la construcción de una labor minera, será necesario algunas veces controlar su comportamiento. Las técnicas de control son idénticas a las del control durante la construcción de labores mineras. Sobre todo en lo que se refiere a labores mineras subterráneas donde se utiliza el control instrumental de convergencia por la estabilidad a largo plazo que ofrecen estos instrumentos. En labores mineras de explotación subterránea donde se utilizan grandes cámaras el control de la construcción de estas puede ser importante, sobre todo cuando hay en superficie instalaciones en las inmediaciones de la excavación. También se utilizan técnicas precisas de topografía, las cuales dan una buena indicación sobre el desarrollo de la cámara. En otros casos se pueden construir indicadores mediante el anclaje de una serie de alambres en superficie, para controlar la estabilidad de los taludes (deslizamientos). Los alambres salen del taladro, pasan por poleas, las que están tensadas con pesas. El movimiento de las pesas indican el movimiento de las anclas en el macizo rocoso. 4.8.- ESQUEMA DE CONTROL INSTRUMENTAL (MONITOREO) El establecimiento de un esquema instrumental debe responder a diversos aspectos que se enumeran a continuación: * La naturaleza y características del macizo rocosa(características lito-estructurales). * La calidad del macizo rocoso. * Los dominios estructurales. * Naturaleza y métodos de explotación a emplearse. * Forma y dimensiones de la explotación y de la labor minera. * Condiciones y fases de la ejecución de la labor minera. * Importancia y duración de la labor minera. * Los esfuerzos debidos a las condiciones del método de explotación o uso de la labor minera. 4.9.- FACTORES Todas las posibilidades de investigar el efecto sobre la estabilidad y el comportamiento del macizo rocoso para la aplicación de un método de explotación, de los factores como el método de porcentajes de extracción, la geometría de las labores mineras empleadas, el dimensionamiento de las labores mineras (rampas, galerías, bancos, escombreras, chimeneas, etc),

33 además de las variaciones geológicas del medio representan una gran economía y rentabilidad en el diseño e instalación de un sistema de control instrumental (monitoreo) con el fin de dar seguridad a las labores ejecutadas. Como es obvio, en un caso particular exige siempre un estudio especifico basado en una investigación “In-situ”. El propósito primario de la investigación “in-situ” es de determinar hasta que punto afecta o puede afectar a la explotación del deposito y/o yacimiento minero y viceversa. Los limites del equilibrio y los coeficientes de seguridad resultan necesariamente del conocimiento y de la importancia del medio-explotación. Para elaborar el presente trabajo técnico se ha considerado lo siguiente: A.- El reconocimiento de la validez de la técnicas y/o procedimientos de monitoreo en minería, no solamente como base de todo el control de seguridad, sino como una imperiosa necesidad de protección del recurso humano. B.- Aportación de varias ciencias, como la Geotecnia, Mecánica de Rocas y de Suelos, y ramas afines. C.- La experiencia obtenida en trabajos de diseño de sistemas de control instrumental(monitoreo) en labores subterráneas y superficiales. . D.- La especialización en el procedimiento de la operatividad de los equipos y/o instrumentos ópticos, eléctricos, electrónicos, mecánicos, etc. Que permitan cuantificar con mayor precisión parámetros y magnitudes que afectan o pueden afectar.

4.10. CONSIDERACIONES GENERALES A continuación se detalla esquemáticamente las consideraciones generales para el estudio 4.10.1.- ESTUDIO DEL MEDIO Geometría y propiedades: Muestra representativa de la roca intacta, macizo rocoso, disyunción de la masa rocosa, defectos en la roca o en la masa rocosa. 4.10.2.- ESTUDIO DEL CAMPO Y SU CAMBIO EN EL TIEMPO * Tensiones internas – compresión natural. * Deformaciones y tensiones que son originadas debidas a cargas impuestas. * Filtración y presiones insterticiales. * Temperatura. * Elasticidad. * Comportamiento reologico. * Rotura. 4.10.3.- MASA ROCOSA * Tipos de rocas, composición, clasificaciones. * Petrografía, estructura interna, porosidad, fisuras tectónicas. * Estratificación y esquistocidad. * Anisotropías, discontinuidades, heterogeneidades, zonas alteradas y descomprimidas. 4.10.4.- TENSIONES INTERNAS * Efectos del peso. * Tensiones tectónicas residuales. * Expansión de la masa rocosa en zonas profundas. * Influencia en las tensiones internas de fallas, plegamientos, zonas de alteración, etc. * Estado de cierre de fallas, diaclasas, reología de las masas rocosas, anisotropía, sobrecarga y rotura de revestimiento y soportes, etc. 4.10.5.- DEFORMACIONES DE LA MASA ROCOSA * Relación esfuerzo - deformación, efectos del tiempo, temperatura, presiones insterticiales. * Ciclo de carga y descarga asentamientos, colapsos, hundimiento, cierre de diaclasas, inelasticidad, endurecimiento, consolidación, dilatación, fluencia. * Ensayos de carga “In-situ”.

* Estudios geofísicos de deformación. 4.10.6.- FILTRACIONES Y PRESIONES INSTERTICIALES * Definición del medio poroso y del régimen de filtración. * Coeficiente de permeabilidad. * Efectos del estado tensional en la filtración. * Tensiones efectivas y tensiones neutras. * Percolación.

35 4.10.7.- ROTURA * Rotura de los materiales. * Estabilidad de vertientes, laderas, túneles, galerías, pilares, escombreras, bancos, tajos, chimeneas, cimentaciones, diques, superficies, frentes de explotación, etc. * Deslizamientos, asentamientos, hundimientos, colapsos, etc. 4.10.8.- TRABAJOS EN MINERIA * Sistemas de perforación. * Desmonte, transporte y deposito. * Escombreras. * Voladuras (Cálculos, efectos, etc.). * Materiales de refuerzo, soporte, revestimiento, grouting, relleno. * Tratamiento del macizo rocoso y de los suelos. * Anclaje y pretensado. * Muros y obras de soporte, retención y contención. * Maquinas, equipos, instrumentos, motores, etc. Su influencia en el medio. Algunos de los instrumentos utilizados para el monitoreo o control, trabajan con el fin de aportar la mas exacta información para el mismo modo llegar a la mejor solución. Las mediciones en un control instrumental (monitoreo) deben ser tomadas con bastante cuidado para obtener un alto porcentaje de confiabilidad (o credibilidad) en los análisis de los datos. 4.11.- INSTRUMENTACIÓN A continuación se describe una relación de aparatos, equipos y/o instrumentos más utilizados en el control instrumental (monitoreo). 4.11.1.- MEDIDAS DE CARGA

* Ensayos en galería con el fin de conocer su estabilidad y permeabilidad de la roca. 4.11.2.- ESFUERZO – DEFORMACIÓN Estas mediciones se realizan por medio de equipos y/o instrumentos: * Células de presión. * Equipos de cuerda vibrante. * Cintas extensometricas.

36 4.11.3.- PRESION INSTERTICIAL Y TENSIONES DEBIDAS A LA HUMEDAD DEL SUELO * Piezómetros eléctricos. * Piezómetros pneumáticos.

4.11.4.- PRESION DE TIERRA, PRESION DINAMICA, TENSIÓN NORMAL Y DE CORTE Y ESTADO DE TENSIONES EN MASAS DE ROCA O DE SUELO * Células de presión eléctricas. * Células de presión Hidráulicas. * Extensometros. 4.11.5.- MOVIMIENTOS SUBTERRÁNEOS * Métodos convencionales. * Triangulación. * Rayos láser. * Fotogrametría. * Cintas extensometricas. * Extensometros simples, múltiples y de rodillos. * Inclinómetros. * Aparatos de hilo tensionado (hilo invar). 4.11.6.- MOVIMIENTOS SUPERFICIALES * Métodos convencionales * Triangulación * Rayos láser * Cintas extensometricas * Extensometros simples, múltiples y de rodillos. * Inclinómetros.

CAPITULO V 5.- EQUIPOS E INSTRUMENTOS En el presente Capitulo se detalla una serie de equipos e instrumentos de Laboratorio de Mecánica de Rocas. 5.1.- PREPARACION DE PROBETAS: La preparación de probetas, de muestras rocosas y minerales, se reali za mediante la Sonda Sacatestigos y la Cortadora de Disco Diamantino con sus respectivos accesorios. 5.1.1.- SONDA SACATESTIGOS La sonda sacatestigos tiene como objetivo primordial la obtención de probetas de roca y/o mineral, En la Foto Nº 1 se aprecia la sonda sacatestigos perforando una muestra de acuerdo al programa de ensayos a ejecutarse para un determinado Estudio de Mecánica de Rocas. Esta maquina se caracteriza por ser manual y automática.

Foto Nº 1 En la Foto Nº 2 se aprecia la Maquina Sonda Sacatestigos refrentando una probeta para ser ensayada de acuerdo a los estándares el ISRM., por ejemplo:

38 para el ensayo de Compresión Simple y/o Uniaxial, para el ensayo de Constantes Elasticas, para el ensayo Triaxial. Donde se requiere que las bases superior e inferior de las probetas, tienen que estar refrentadas, por la razón que al momento de ejecutar el ensayo la carga aplicada debe ser uniformemente repartida en toda la superficie de ambas bases.

Foto Nº 2 En la Foto Nº 3 se aprecia Brocas de diferentes diámetros (2”, 3”, 3.5”, 4”, 5”), Nivelador, tornillo de ajuste para cada diámetro de probeta, ajustador de tuercas, refrentadora y accesorio para refrentar.

Foto Nº 3

39 En la Foto Nº 4 se aprecia el equipo completo para el refrentado, que se instala en la Sonda Sacatestigos.

Foto Nº 4

5.1.2.- CORTADORA DE DISCO DIAMANTINO El objetivo de la Cortadora de disco diamantino es dimensionar a cada probeta de roca y/o mineral, en su longitud en relación a su diámetro, que resulta de la perforación con la sonda sacatestigos, de acuerdo a los estándares (Relación de Esbeltez) de cada uno de los ensayos ha ejecutarse en el programa planificado. En la Foto Nº 5 se puede apreciar a la Cortadora de disco diamantino, maquina que se caracteriza por ser manual y automática.

Foto Nº 5 En la Foto Nº 6 se aprecia una probeta rocosa cortándose de acuerdo a su relación de esbeltez (L/D), sobre la cual será realizado el ensayo de laboratorio para la determinación de sus propiedades fisico-mecanicas.

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Foto Nº 6 5.2.- ENSAYOS Y MEDICIONES EN LABORATORIO 5.2.1.- PROPIEDADES FÍSICAS La determinación de las propiedades físicas se basa en el establecimiento de los pesos y volumen de la probeta de roca y/o mineral, siendo los equipos y accesorios en la mayoría de los casos los de un laboratorio químico y/o metalúrgico. Y están constituidas por: Una balanza de precisión en grs. Un horno ventilado. Vasos de precipitación. Lunas de reloj. Tenazas de fierro. Agua destilada. 5.2.2.- PROPIEDADES MECANICAS 5.2.2.1.- MAQUINA DE COMPRESIÓN DE ROCAS La determinación de las propiedades mecánicas, como es el caso de los ensayos de compresión simple y/ uniaxial, ensayo de tracción indirecta brasilero, ensayo Triaxial, ensayo para la determinación de constantes elásticas, son ejecutados en la Maquina de Compresión de Rocas, con la finalidad de determinar las características de deformabilidad y de rotura de la roca y/o mineral, en compresión. En la Foto Nº 7 se aprecia a la maquina de compresión de rocas, consta de tres partes importantes al lado derecho un tablero de control de carga; caracterizada por su capacidad de carga en este caso la maquina tiene una capacidad de 100 Tn. métricas, en el centro se ubica la parte de la maquina donde se ejecutan los ensayos, caracterizado por dos columnas con roscado sin fin y un puente con sus respectivos platos para ejecutar el ensayo y en la parte izquierda se encuentra un tablero donde se encuentra los manómetros y llaves para ejecutar el ensayo Triaxial, con su respectivo compresor, esta maquina se caracteriza por ser alimentada por corriente eléctrica trifásica.

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Foto Nº 7

5.2.2.2.- MAQUINA DE CORTE DIRECTO En esta maquina portátil se ejecuta el ensayo de corte directo sobre discontinuidades, cuyo objetivo es la determinación de los parámetros friccionantes: Cohesión “C” y ángulo de fricción “øi” basica y residual. En la Foto Nº 8 se puede apreciar la maquina de corte directo, constituida por dos gatas hidráulicas, una caja metálica para los moldes de concreto, con sus respectivos accesorios.

Foto Nº 8

5.2.2.3.- MAQUINA DE CARGA PUNTUAL Esta Maquina portátil se caracteriza por ser una pequeña prensa hidráulica provista de “conos de carga” entre cuyos vértices se colocan probetas de roca y/o mineral, sometiéndolas a cargas compresivas, según la disposición de la probeta entre conos se mide ya sea el índice Franklin o el índice Louis, éstos asisten al ingeniero en la caracterización de la resistencia mecánica y comportamiento más probable de la roca, puesto que pueden ser

42 correlacionados experimentalmente a la resistencia compresiva uniaxial y a la resistencia a la tracción. En la Foto Nº 9 se puede apreciar la maquina portátil de carga puntual, cuyos componentes son: la gata hidráulica, un manómetro de lectura de carga en lbs, un ajustador de la probeta.

Foto Nº 9

5.3.- ENSAYOS Y MEDICIONES IN-SITU 5.3.1.- SISMOGRAFO Utilizando ondas ultrasónicas que se hacen propagar en el medio rocoso, se realizan mediciones de las velocidades de ondas longitudinales y transversales, a partir de los cuales se determinan las constantes elásticas dinámicas: Modulo de Elasticidad Dinámico “Ed” y Relación de Poisson Dinámico “?d”. Se usa para tal fin un sismógrafo que puede efectuar mediciones en la misma operación minera. En la Foto Nº 10, se aprecia el sismógrafo en el tajo Raúl Rojas de la Unidad minera de Cerro de Pasco, durante la fase minera unitaria de Voladura.

Foto Nº 10

43

5.3.2.- MAQUINA DE ARRANQUE DE PERNOS La maquina de arranque de pernos permite determinar la capacidad de carga o de anclaje de los pernos de roca (anclaje puntual o repartido) en un determinado macizo rocoso, mediante el ensayo del “Pull Test”, esta capacidad de anclaje de un perno de roca (Rock Bolt), esta determinado por 4 aspectos importantes: Longitud del perno, diámetro del taladro, tiempo de instalación y calidad del macizo rocoso, además permite controlar su comportamiento del perno de roca durante y después de su instalación. En la Foto Nº 11 se aprecia a los componentes de la maquina de arranque de pernos (Rock Bolt Tester), la gata hidráulica, los puentes, bomba hidráulica, pistón con el arrancador del perno y un guía de orientación de la perforación del taladro.

Foto Nº 11

En la Foto Nº 12 se aprecia el ensayo de arranque de pernos en la mina Huanzala de la Compañía Minera Santa Luisa, ensayo ejecutado sobre un perno cementado en el Nivel APN, Nivel principal de extracción.

Foto Nº 12

44

5.3.3.- EXTENSOMETRO DE VARRILLAS E INCLINOMETRO Las mediciones de desplazamientos en el interior del macizo rocoso se realizan con el fin de controlar los desplazamientos o movimientos relativos dentro del macizo rocoso asociados con problemas de inestabilidad o durante la ejecución de labores mineras subterráneas y superficiales, instrumentándose taladros de gran profundidad, utilizando un Extensometro Mecánico y/o Hidráulico de Varillas de Anclaje Múltiple, con el cual se evalúa los desplazamientos midiendo los cambios progresivos de la componente axial de la deformación y un Inclinómetro para evaluar los desplazamientos horizontales, a través de los cambios progresivos en el ángulo de inclinación del taladro vertical instrumentado, producido como resultado de la deformación de la masa rocosa. 5.3.4.- EXTENSOMETRO En la Foto Nº 13 se aprecia a los componentes del extensometro hidráulico de varillas y sus accesorios, tubo de anclaje, placas de medición y dirección, equipos de medición, gata hidráulica y cableado, accesorios de la cabeza de lectura.

Foto Nº 13

5.3.5.- INCLINÓMETROS En la Foto Nº 14 se aprecia a los componentes del inclinómetro y sus accesorios: canales de aluminio, instrumento de medición, batería, instrumento de lectura, cables y accesorios de medición.

45

Foto Nº 14

5.3.6.- EXTENSOMETRO DE CINTA Y BARRA TELESCOPICA El objetivo es medir la convergencia o expansión, es decir las variaciones de las distancias en función del tiempo, entre los puntos de referencia situados sobre el contorno de una excavación subterránea, siendo estas mediciones importantes para el control de deformaciones en estudios relacionados al comportamiento del macizo rocoso y al diseño de excavaciones subterráneas : utilizando el extensometro de cinta y la Barra telescópica extensometrica. 5.3.6.1.- EXTENSOMETRO DE CINTA En la Foto Nº 15 se aprecia, ejecutándose mediciones de convergencia, utilizando el extensometro de cinta, en el by pass 725, de la Rampa norte del Nivel 1870, de la mina San Vicente de la Compañía Minera San Ignacio de Morococha.

Foto Nº 15

46 5.3.6.2.- BARRA TELESCOPICA EXTENSOMETRICA En la Foto Nº 16 se aprecia, realizándose mediciones entre dos puntos (techo-piso) de la labor minera subterránea, con la Barra telescópica extensometrica, con el objeto de ver su comportamiento del techo respecto al piso de la excavación, dichas mediciones se realizan en la Mina Juanita de la Compañía Minera Perubar S.A.

Foto Nº 16 5.3.7.- MARTILLO SCHMIDT DE DUREZA Denominado también esclerómetro o martillo estandarizado, nos permite obtener valores de dureza de la roca por el procedimiento del rebote; con el fin de determinar en forma rápida valores aproximados de parámetros de diseño como la estimación de la resistencia compresiva, en función a la densidad de la roca. 5.3.8.- PIEZOMETROS Un sistema adecuado de instalación y diseño de piezómetros proporcionará información para tomar decisiones referentes a: - Propiedades geológicas e hidrológicas de acuíferos. - La superficie potenciométrica del acuífero de interés. - Datos sobre la calidad del agua a lo largo de la vida de la mina. - Migración de contaminantes tales como drenaje de aguas ácidas. - La necesidad de piezómetros adicionales o el abandono de aquellos existentes.

47 5.3.9.- ESTACION TOTAL El control de la Subsidencia (Estabilidad de taludes, control superficial de labores mineras subterráneas), juega un papel muy importante en el proceso de extracción de minerales. Existen varias fuentes que pueden producir el colapso total o parcial de un determinado sector de la operación, el cual a su vez alteraría el proceso de producción. Es necesario llevar un control continuo de estos efectos, ya que al no poder ser evitados pueden al menos ser controlados. Una de las técnicas que es muy conveniente aplicar es los puntos de monitoreo, ya que cada uno de estos refleja en forma rápida y eficaz la tendencia al desplazamiento de los bloques de material a los que representan. El problema consistirá en la velocidad con la cual serán procesados los datos obtenidos en el campo y la interpretación de estos. Para lo cual se hará uso de una estación total, constituida por un teodolito electrónico, un distanciometro, prismas, porta prismas, trípodes y demás accesorios de topografía. En la Foto Nº 17 se aprecia el punto fijo (punto Nº1), del control de subsidencia en la mina Graciela, para el control del comportamiento de las labores mineras subterráneas de la mina Juanita (Block 18),

Foto Nº 17

En la Foto Nº 18 se aprecia los puntos de monitoreo, del blocK 18, ubicados en los bordes de la carretera central, mediante prismas.

Foto Nº 18

CAPITULO VI

6.- PROCEDIMIENTOS DE ENSAYO Ensayos estándares para la determinación de las propiedades Físico-Mecánicas de las rocas. 6.1.- LABORATORIO 6.1.1.- PROPIEDADES FÍSICAS La determinación de las Propiedades Físicas se basa, en el establecimiento de los Pesos Natural, Seco y Saturado, y el volumen de probetas rocosas y/o minerales. El Peso Natural de acuerdo al ISRM (Society International For Rock Mechanic´s), de la muestra debe tener como mínimo 50 grs., El Peso Seco se determina, mediante el secado de las probetas dentro de un horno ventilado a una temperatura promedio entre 105º - 110ºC, El Peso Saturado, se obtiene sumergiendo a la probeta en agua destilada. Para determinar dichos pesos se lleva un registro periódico de los pesos, el lapso de secado y saturado de las muestras rocosas se obtiene aproximadamente en 48 horas, determinado cuando la diferencia entre dos pesadas sucesivas no exceda de 0.01 grs. El Volumen de la probeta rocosa y/o mineral a ser ensayada se determina mediante probetas simétricas y/o probetas irregulares, mediante el principio de Arquímedes, en el caso particular de probetas irregulares. Las relaciones matemáticas que definen las propiedades físicas son: Densidad = (gr/cm2) Peso especifico Aparente (P.E.a.) = x 9.81 (KN/m³) Porosidad Aparente (P.a.) = x 100 (%)

Peso Seco Volumen

Peso Seco Volumen

Peso Saturado - Peso Seco ? w x Volumen

49 Absorción (en peso) = x 100 (%) Donde: ?w = Densidad del agua (gr/cm³). 6.1.2.- PROPIEDADES MECANICAS 6.1.2.1.- ENSAYO DE COMPRESIÓN SIMPLE Denominado también ensayo de Compresión Uniaxial, este ensayo consiste en aplicar cargas compresivas axiales cada vez mayores, a probetas rocosas y/o minerales cilíndricas, hasta producir su rotura, como se aprecia en la Foto Nº 19.

Foto Nº 19

6.1.2.1.1.- RELACIÓN DE ESBELTEZ: La probeta rocosa y/o mineral a ser ensayada debe tener la siguiente relación: L/D = 2 Donde: L = Longitud de la probeta (cms). D = Diámetro de la probeta (cms). 6.1.2.1.2.- FACTOR DE CORRECCIÓN DE PROTODYAKONOV: Cuando la relación de esbeltez es L/D ? 2, se puede aplicar el factor de Corrección de Protodyakonov, cuya relación matemática es la siguiente:

Peso Saturado - Peso Seco Peso Seco

50

87 2 /

cc D L

σσ =

+

Donde: do = Resistencia Compresiva uniaxial con L/D = 2. dc = Resistencia Compresiva uniaxial con L/D ? 2. L = Longitud de la Probeta. D = Diámetro de la Probeta. 6.1.2.1.3.- FACTOR DE CORRECCION DE OVERT DUVALL Cuando la relación de esbeltez es L/D ? 2, se puede aplicar el factor de corrección dado por Overt Duvall – 1981 (Rock Mechanic´s and the desing of Structures in Rock):

00.778 0.222 /c D L

σσ =

+

Donde: do = Resistencia Compresiva uniaxial con L/D = 1. dc = Resistencia Compresiva uniaxial con 2 >L/D >1/3. L = Longitud de la Probeta. D = Diámetro de la Probeta. 6.1.2.1.4.- FÓRMULA MATEMÁTICA: dc = P/A Donde: dc= Resistencia Compresiva de la roca y/o mineral en (Kg/cm²). P = Carga última de rotura de la probeta (Kg). A = Area de la probeta (cm²). En algunos casos se aplica el procedimiento de Protodyakonov, para la determinación de la Resistencia Compresiva de probetas irregulares, basado en la teoría estadística del “t” de Student, cuyas muestras rocosas y de minerales se preparan teniendo en cuenta la relación de esbeltez (L/D = 1”), a mayor cantidad de muestras ensayas mayor será el grado de confiabilidad. Estos ensayos por su fácil determinación se pueden ejecutar en máquinas de compresión de rocas de laboratorios de resistencia materiales y/o mecánica de suelos.

51 6.1.2.2.- ENSAYO DE TRACCIÓN INDIRECTA – METODO BRASILERO El ensayo consiste en someter a una probeta cilíndrica (disco de roca y/ mineral) a una carga lineal compresiva actuando a lo largo de su diámetro. El resultado de este esfuerzo compresivo es una tensión horizontal y un esfuerzo compresivo variable. La probeta rocosa y/o mineral se suele romper en la mayoría de los casos separándose en dos mitades según el eje de carga diametral, como se aprecia en la Foto Nº 20.

Foto Nº 20

6.1.2.2.1.- RELACIÓN DE ESBELTEZ: La probeta rocosa y/o mineral a ser ensayada debe tener la siguiente relación: L/D = 0.5 Donde: L = Longitud de la probeta (cms). D = Diámetro de la probeta (cms). 6.1.2.2.2.- FÓRMULA MATEMÁTICA: dt = 2P/pDL Donde: dt = Resistencia a la tracción indirecta de la roca y/o mineral en (Kg/cm²).

52 P = Carga última de rotura de la probeta (Kg). D = Diámetro de la probeta (cm). L = Longitud de la probeta (cm). p = Constante. 6.1.2.3.- ENSAYO PARA DETERMINAR CONSTANTES ELASTICAS Es igual al ensayo de compresión uniaxial y/o simple, con la adición de que durante la aplicación de la carga axial compresiva se miden las deformaciones unitarias axiales “eA” (acortamiento longitudinal) y diametrales “eD” (expansión lateral). Las constantes elásticas “E” (Modulo de Deformación) y “?” (Relación de Poisson) están definidas por las siguientes formulas matemáticas:

1

A

σε

=Ε

D

A

ενε

=

Donde: E = Modulo de Deformación y/o de Elasticidad. ? = Relación de Poisson. d1 = 50% de la Resistencia Compresiva. eD = Deformación Unitaria Diametral. eA = Deformación Unitaria Axial. Estos valores corresponden al 50% de la Resistencia Compresiva o carga de rotura (d1 = 0.5 dc). El modulo de deformación es el secante. 6.1.2.4.- ENSAYO DE RESISTENCIA A LA CARGA PUNTUAL 6.1.2.4.1.- ENSAYO DE CARGA PUNTUAL “FRANKLIN” El ensayo de carga puntual denominado también “Diametral” se ejecuta sobre muestras de roca y/o mineral por lo general sobre testigos de perforaciones de raise boring, teniendo en consideración el estándar del ISRM, como se aprecia en la Foto Nº 21.

53

Foto Nº 21

6.1.2.4.1.1.- RELACIÓN DE ESBELTEZ: La probeta a ser ensayada debe tener la siguiente relación: L/D = 1.4 Donde: L = Longitud de la probeta (cms). D = Diámetro de la probeta (cms). 6.1.2.4.1.2.- FÓRMULA MATEMÁTICA: Is = P/D² Donde: Is = Índice de Carga Puntual Franklin (Kg/cm²). P = Carga última de rotura (Kg). D = Diámetro de la probeta (cms). Estimación de la “dc”, en relación a la Carga Puntual. 6.1.2.4.1.3.- FÓRMULA MATEMÁTICA: dc = ( 14 + 0.175 D) Is

54 Donde: dc = Resistencia Compresiva de la roca en (Kg/cm²). D = Diámetro de la probeta en mm. 6.1.2.4.2.- ENSAYO DE CARGA PUNTUAL “LOUIS” El ensayo de carga puntual denominado también “Axial” se ejecuta sobre muestras de roca y/o mineral por lo general sobre testigos de perforaciones de raise boring, teniendo en consideración el estándar del ISRM, como se aprecia en la Foto Nº 22.

Foto Nº 22

6.1.2.4.2.1.- RELACIÓN DE ESBELTEZ: La probeta a ser ensayada debe tener la siguiente relación: L/D = 1 Donde: L = Longitud de la probeta (cms). D = Diámetro de la probeta (cms). 6.1.2.4.2.2.- FÓRMULA MATEMÁTICA: IL = P/S Donde: IL = Índice de Carga Puntual Louis (Kg/cm²).

55 P = Carga última de rotura (Kg). D = Area de rotura (cms²). 6.1.2.5.- ENSAYO DE COMPRESIÓN TRIAXIAL Colocando probetas cilíndricas con relaciones L/D = 2, dentro de una celda triaxial y aplicando una presión de confinamiento lateral d3 constante (Esfuerzo Principal Menor), dentro de un rango establecido, se somete a estas a un cargado axial hasta producir su rotura, en esfuerzos que corresponden a d1 (Esfuerzo principal mayor). Con los datos de d1 y d3 registrados, se construye la Envolvente de Mohr, obteniéndose de la misma los parámetros de Resistencia al Corte: Cohesión So y el Angulo de Fricción Interna øi de la roca y/o mineral, como se aprecia en la Foto Nº 23.

Foto Nº 23 6.1.2.6.- ENSAYO DE CORTE DIRECTO SOBRE DISCONTINUIDADES Los ensayos se llevan a cabo a través de superficies de discontinuidad contenidas en testigos rocosos y/o minerales de 5 cm. (50 mm.) de diámetro, de acuerdo al estándar del ISRM, los cuales fueron colocados en moldes de concreto, para luego ser transferidos a la maquina de corte, como se aprecia en la Foto Nº 24.

56

Foto Nº 24

El ensayo consiste en cizallar la probeta a través de la superficie de discontinuidad, sometiéndola a un Esfuerzo Normal constante “dn”. El Esfuerzo de Corte “tc” para iniciar y mantener el desplazamiento, es determinado para un rango de esfuerzos normales. Durante los ensayos se miden los desplazamientos “?“ de la parte superior de la probeta en relación a la parte inferior, producidas como consecuencia de la aplicación de los esfuerzos. Con la información registrada se construyen las envolventes máximo y residual, obteniéndose las ecuaciones de Coulomb mediante el ajuste por mínimos cuadrados, determinándose así los respectivos parámetros de resistencia al corte: cohesión y ángulos de fricción básica y residual, a través de la superficie de discontinuidad, como se aprecia en la Foto Nº 25.

Foto Nº 25

57

6.1.3.- CONDICION DE ENSAYOS Los diferentes detalles sobre las condiciones particulares de cada ensayo a ejecutarse en el Laboratorio de mecánica de Rocas, se enmarcan dentro de los procedimientos estandarizados para este tipo de trabajo especialmente se deben tener en cuenta los métodos sugeridos por la comisión de estandarización de Ensayos de Laboratorio e In-situ de la Sociedad Internacional de Mecánica de Rocas (ISRM). De modo general, las velocidades de carga aplicadas durante los ensayos compresivos deben estar en el rango recomendado de 5 a 10 Kg/cm²/seg. (0.5 MPa – 1.0 MPa/seg.), éstas velocidades de carga le dan el carácter de estático a las propiedades mecánicas determinadas. De acuerdo a las características del agua subterránea de los lugares donde se han de extraer las muestras rocosas y minerales, estas serán ensayadas ya sea en condiciones seca, de humedad natural o saturada, lo que se señala oportunamente en cada ensayo o de lo contrario hay que guiarse del programa de ensayos a ejecutarse. A fin de racionalizar la cantidad de ensayos, las resistencias compresivas reportadas pueden ser obtenidas de los ensayos de constantes elásticas (Deformabilidad en Compresión Uniaxial), Así mismo en el ensayo triaxial se pueden utilizar datos de la resistencia compresiva uniaxial, resistencia a la tracción para el calculo de la Envolvente de Morh. En cuanto a la representatividad de las muestras y de los resultados de los ensayos, se debe señalar con respecto al primero, que durante la campaña de muestreo o acopio de muestras rocosas y/o minerales se debe tratar en lo posible de extraer muestras representativas de su entorno físico, con respecto al segundo punto, el dimensionamiento y/o el programa de los ensayos deben ser ejecutados de acuerdo a los objetivos del estudio de Mecánica de Rocas, de modo tal que los parámetros obtenidos sean utilizados en los diferentes modelos de análisis. En este sentido, los resultados obtenidos son el promedio de ensayos ha ejecutarse sobre probetas que en número que varían de 4 a 5 por muestra, para una mejor interpretación de los resultados, teniendo en consideración aún la opción de promediar parámetros en concordancia con los otros aspectos que comprende el proyecto integral, en especial con los resultados de algunos ensayos in-situ y del análisis litológico-estructural. 6.2.- IN-SITU 6.2.1.- ENSAYO DE REBOTE “R” El objeto de conocer la dureza de una roca, mediante el Martillo Schmidt,

58 es poder estimar su Resistencia Compresiva, para ser tomada en cuenta en el diseño de las Fases y/u operaciones Mineras Subterráneas y Superficiales. Precisamente para este fin, el Dr. E. Schmidt, ideó el ensayo respectivo, de rebote, que mediante un proceso no destructivo de la roca, se puede estimar su Resistencia Compresiva. 6.2.1.1.-TIPOS DE MARTILLOS Como todo instrumento de medición; existen diferentes tipos de Martillo, según los fines y objetivos que se planifica. El martillo tipo “L” es el que se adecua a la aplicación de la Mecánica de Rocas, para los efectos de los trabajos se dispone de una fórmula que lo relaciona con el Martillo tipo “N”; en cuanto se refiere al número de rebote “ R “: RL = -3.4 + ( 0.83 RN ) + ( 0.00295 RN² ) Donde: RL = Número de rebote en el martillo tipo “L” RN = Número de rebote en el martillo tipo “N” 6.2.1.2.- PROCEDIMIENTO DE ENSAYO Con el Martillo Schmidt de Dureza, se determina la cantidad de rebotes necesarios para un mejor análisis, considerando que a mayor cantidad de ensayos mayor será el grado de confiabilidad en los resultados “t” Student, en diferentes posiciones, en un mismo tipo de roca, tomando en cuenta la longitud ensayada o el área; procediéndose además a recolectar una muestra de la roca ensayada. A continuación se presenta una tabla para la corrección por la posición del martillo Schmidt de Dureza, al momento de realizarse el ensayo, considerando que para los calculos en ganibete se debe corregir sobre cada uno de los rebotes ejecutados :

REBOTE HACIA ABAJO HACIA ARRIBA HORIZONTAL

“R” a = - 90º a = - 45º a = + 90º a = + 45º a = 0º 10 0 - 0.8 - - - 3.2 20 0 - 0.9 - 8.8 - 6.9 - 3.4 30 0 - 0.8 - 7.8 - 6.2 - 3.1 40 0 - 0.7 - 6.6 - 5.3 - 2.7 50 0 - 0.6 - 5.3 - 4.3 - 2.2 60 0 - 0.4 - 4.0 - 3.3 - 1.7

59 6.2.1.3.- TRABAJO DE GABINETE Para el calculo de la estimación de la resistencia compresiva se debe tomar en cuenta los estándares del ISRM (Society International For Rock Mechanic´s), considerando el Número de rebote, definido como: “ La media aritmética de los 5 valores o índices más altos de todos los ensayos ejecutados con el Martillo Schmidt de Dureza” y aplicando la siguiente formula matemática: Log dc = 0.00088?R + 1.01 Donde: dc = Resistencia Compresiva de la roca en MPa. ? = Densidad de la roca en KN/m³. R = Rebote del Martillo tipo “L”. 6.2.2.- MEDICIONES DURANTE LA VOLADURA Durante el proceso de la voladura se producen vibraciones a través del macizo rocoso, estas vibraciones son detectadas mediante el registro de las ondas:

- Longitudinal. - Vertical. - Transversal.

El registro de estas ondas nos permite predecir el efecto que producirán al efectuarse la voladura. 6.2.2.1.- CRITERIOS PARA EL CONTROL DE LA VOLADURA La tecnología moderna en el ámbito de la voladura considera aspectos como: la energía con la relación a la potencia, el macizo rocoso con relación a la geometría y el tiempo con relación a los tres estados de la materia (liquido-solido-gaseoso). La voladura como operación minera unitaria de un plan de minado para la explotación de un yacimiento y/o deposito minero tiene una incidencia importante en la secuencia del ciclo de minado: Perforación, limpieza, carguio, transporte. Los factores que influyen en la voladura son: El explosivo, considerando sus: relaciones químicas, el balance químico, las leyes de la termodinámica para el calculo; de la masa y energía; el efecto de las presiones sobre la roca y las propiedades físicas y químicas del explosivo. El macizo rocoso, considerando. Las propiedades geomecánicas del macizo rocoso; cuantificando además el esfuerzo compresivo dinámico y el esfuerzo tensivo dinámico, que permiten relacionar la resistencia a los

60 cambios de forma que el macizo rocoso pueda tolerar antes y después del fracturamiento; la velocidad, amplitud y frecuencia de onda, estos parámetros están referidos al efecto de inercia, cuantificando el movimiento del macizo rocoso, en sus tres direcciones (vertical, longitudinal y transversal), afectada por la detonación. Geometría de la voladura, la base de la tecnología moderna de voladura de rocas es la “Interacción explosivo/roca”, mediante el cual se puede: planificar, diseñar, predecir y analizar los resultados, de tal forma que se puede medir y expresar con valores reales los efectos, tendencias y cambios que podrían realizarse para optimizar la voladura de rocas en cualquier plan de minado. 6.2.2.2.- EQUIPO PARA EL CONTROL DE LA VOLADURA Como se puede apreciar en la Foto Nº 26, el control de la voladura (medición de las ondas después de la detonación), se esta efectuando con un sismógrafo en el Tajo Raúl Rojas de la U.P. de Centromin Perú, hoy en día existen una variedad de equipos para este tipo de control.

Foto Nº 26 6.2.2.3.- VARIABLES A CONSIDERARSE 6.2.2.3.1.- VELOCIDAD MÁXIMA DE ONDA La velocidad de la onda (longitudinal, vertical y transversal) es calculada a través de los registros del sismógrafo utilizando la siguiente relación:

AV

tMAGπ

=

61 Donde : A = Amplitud de onda. p = Constante. MAG = Constante de amplificación del sismógrafo usado. t = Intervalo de tiempo de arribo de la onda. 6.2.2.3.2.- DESPLAZAMIENTO DE ONDAS El desplazamiento de la onda como consecuencia de las vibraciones se calcula con la siguiente relación:

(1/2) AD

MAG=

Donde: D = Desplazamiento de la onda resultante. (1/2)A = Distancia del punto medio de la onda a la cúspide en el instante de su mayor desplazamiento aparente. MAG = Magnificación estática del sismógrafo. 6.2.3.- DISEÑO E INSTALACIÓN DE PIEZOMETROS Y POZOS DE MONITOREO 6.2.3.1.- METODOS DE PERFORACIÓN El equipo de perforación necesario para obtener un barreno abierto, estable para la instalación de un piezómetro dependerá de la geología, hidrológica del emplazamiento y de la profundidad requerida de la instalación. Cuando sea posible, se utilizará métodos de perforación que no requieran la introducción de agua o fluidos de perforación . Además, se aplicara métodos que retiran eficazmente los detritus de perforación. Normalmente en minería los piezómetros construidos hasta la fecha y previstos a futuro, puede considerarse como instalaciones “profundas” ( es decir, mayores de 50 metros).Como resultado, se ha utilizado la circulación invertida, la perforación de roto-percusión para pozo de sondeo y es el método recomendado. Sin embargo, se debe tener en cuenta que la instalación de piezómetros requiere más que un agujero en el suelo. El barreno debe ser estable, recto y perpendicular, es decir, sin una desviación excesiva de la línea vertical. La causa principal de que un agujero no esté recto o perpendicular es la presión de tracción excesiva en la broca. Por lo tanto, el perforador debe recordar que “más lento es más recto”.

62 6.2.3.2.- CONTROL DE CALIDAD – GARANTIA DE CALIDAD Un plan para el control de calidad/garantia de calidad (QC/QA) es una parte integral de cualquier programa exitoso de instalación de piezómetros. Este garantiza que los datos reunidos estén completos, sean precisos, exactos y puedan utilizarse para sus propósitos sin reserva. Generalmente la garantía de calidad (QA) se refiere a aquellas áreas de la obra que no se relacionan directamente con el control del investigador y el control de calidad (QC) se refiere a aquellas áreas que se relacionan directamente con el control de la persona responsable de la recopilación de la información. De manera ideal, un plan QA/QC esta integrado al programa de perforación y se aplica como una parte importante de cada etapa del plan, como la preparación, procedimientos de campo y registro. La información contenida en el Sistema Operativo de Perforación (SOP) se relaciona con QA/QC. Rubros tales como registro del equipo utilizado, registro de situaciones disconformes, limpieza y desinfección adecuadas del equipo y mantenimiento de registros. La garantía de calidad empieza con el registro de todas las actividades que se realizan en el emplazamiento, desde el inicio hasta el termino del proyecto. Se debe llevar un registro diario de todas las actividades. Este registro debe incluir: - Inicio y detención de la obra. - Nivel del agua en reposo antes de empezar el trabajo y al final de cada turno - Condiciones de la perforación. - Formaciones geológicas y zonas de fallas. - Zonas productoras de agua. El control de calidad empieza con un registro de lo siguiente: - Materiales utilizados. - Descripción completa de las herramientas utilizadas en el agujero. - Cualquier falla mecánica. - Accidentes o lesiones. La descripción de las herramientas debe incluir: - Longitud de cada junta de la tubería de perforación y entubado. - Diámetro del interior y exterior. - Un bosquejo del montaje del barreno tendido como trépanos, martillo y brocas trepano de paso. Un aspecto critico del control de calidad incluye conocer siempre la profundidad del barreno. Para facilitar esto, se debe hacer un conteo continuo de todas las herramientas utilizadas en el barreno. Cuando el agujero alcanza la profundidad final, se debe medir cuidadosamente la profundidad total.

63 Se debe realizar un conteo similar cuando se instala la criba y el entubado. Una diferencia entre el conteo de tubería y el conteo de entubado puede indicar el derrumbe del agujero y requerir una limpieza adicional del barreno antes de instalar la criba y el entubado. El agua utilizada para perforar el barreno, limpiar el equipo, mezclar la lechada y limpiar (desarrollar) el piezómetro debe obtenerse de una fuente de química conocida que no contenga contaminantes que puedan afectar los materiales utilizados en la instalación o de muestras de calidad de agua que van a tomarse. Las muestras de agua para la perforación y desarrollo (limpieza), paquete de filtro, cierre anular y lechada de relleno anular mezclada introducidas en el barreno deben ser retenidas como muestras de QA/QC hasta el término de la primera ronda de muestreo y análisis de aguas subterráneas.

6.2.4. SISTEMA DE CONTROL INSTRUMENTAL SUBTERRANEO El programa de control de estabilidad en el interior de la mina, se basa en el control instrumental de las deformaciones de sus diferentes componentes estructurales, principalmente en las Labores de Desarrollo, Preparación y Explotación. Actualmente el método más adecuado y útil para el control de las deformaciones son las mediciones de “Convergencia”, las cuales consisten en medir los cambios del contorno de la excavación a través de mediciones periódicas de las distancias de un punto de referencia respecto a otros y viceversa. Así se cuantificará la evolución del proceso de relajación o concentración de esfuerzos alrededor de la excavación, lo cual permitirá conocer el grado de su estabilidad. El relativo desplazamiento o cambio en la distancia entre puntos de referencia situados sobre los bordes de la excavación en un periodo de tiempo dado, controlará la deformación y/o movimiento de un determinado componente estructural de la mina, Uno de los procedimientos para medir distancias entre dos puntos con precisión, velocidad y repetitivamente, es el uso de extensometros mecánicos. El sistema de control subterráneo se estable en base a: - Las especificaciones del diseño inicial. - Las observaciones visuales detalladas durante los trabajos de campo, conjuntamente con los profesionales a cargo de la operación de la mina. - La experiencia de la especialidad en este tipo de trabajos. - Los métodos sugeridos por el ISRM (Society International For Rock mechanic’s).

64 Según estas consideraciones se ubicarán los sensores en zonas criticas y accesibles para la periodicidad de las mediciones. 6.2.4.1.- INSTALACION DEL EXTENSOMETRO DE VARILLAS DE 6 POSICIONES MODELO 518119 El extensometro de varillas de 6 posiciones está compuesto por ocho componentes principales. Estos son: 1.- Anclajes hidráulicos 2.- Varillas de medición de acero inoxidable de ½ “de diámetro. 3.- 80 tubos protectores rígidos de PVC de ¼ “. 4.- Un tubo galvanizado para collar de referencia de 3 “ de diámetro. 5.- Ensamblaje de la cabeza de referencia. 6.- Placa de referencia de acero inoxidable. 7.- Tapa protectora de tubería. 8.- Mecanismo mecánico de lectura, removible. El extensometro es capaz de operar verticalmente, inclinado u horizontalmente. La varillas de acero inoxidable son encajados dentro de los tubos PVC y el taladro es rellenado con lechada de cemento después de su instalación. La cabeza de referencia esta diseñada para permitir un fácil acceso a la placa de referencia, posible mantenimiento y protección del daño. 6.2.4.1.1.- DETALLES DE LA PERFORACIÓN El sistema esta diseñado para una medida de taladro mínimo NX (3” de diámetro). El taladro debe ser estable y libre de obstrucciones antes de la instalación del instrumento. Antes y durante la instalación, el taladro puede ser enfundado con un entubado de juntas lisas de 3 pulgadas de diámetro interno. Los tres o cuatro pies del tope del taladro debe ser lo suficientemente grande para acomodar el tubo galvanizado interior del collar de referencia la cual soporta el ensamblaje de la cabeza. 6.2.4.1.2.- PROTECCIÓN DE LA CABEZA DEL INSTRUMENTO La cabeza de referencia con su tapa `protectora deberá ser protegida de los daños debido a la actividad de construcción. Una adecuada cubierta o recinto hecho de acero, concreto o ladrillo deberá ser lo suficientemente grande para acomodar la cabeza del instrumento y al mismo tiempo permitir el acceso para la toma de lecturas y para el mantenimiento. 6.2.4.1.3.- SECUENCIA DE INSTALACIÓN DEL ANCLAJE MÚLTIPLE Los anclajes hidráulicos están equipados con tubería de nylon de ¼“, de alta

65 presión, rellenados de aceite y con suficiente longitud, para ser ubicados a una profundidad adecuada dentro del sondaje o taladro. El alargamiento de la tubería hidráulica puede ser completada en el campo con conectores mecánicos de tubo. Si se dispone de una suficiente área de andamiaje, el ensamblaje de los anclajes hidráulicos, las varillas de acero inoxidable de ½ “ y los tubos de PVC de ¼ “ pueden ser instalados afuera, en el terreno, antes de insertarlos dentro del taladro. Se puede usar el siguiente procedimiento: 1.- En una ubicación conveniente cercano al taladro, se dispone sobre el terreno la ubicación del anclaje y de la cabeza de referencia, Abastecerse de una suficiente longitud de varillas, incluyendo tubos de unión y cabeza de referencia. 2.- Utilizando llaves, alicates de agarre y cemento PVC ensamble las varillas de acero inoxidable de ½” de diámetro y tubos PVC de ¼ “ de pulgada a sus longitudes aproximadas. dejar alguna longitud extra la cual podría estar pedida a una longitud exacta o posteriormente ser recortada. Esto se efectúa colocando las varillas de acero inoxidable de ½” en el interior de los tubos PVC de ¼ ” conforme el ensamblaje vaya progresando. 3.- El tubo PVC de ¼ “ acoplado a ras tiene un acoplamiento hembra / macho excepto la sección del fondo la cual esta roscado para su adhesión al anclaje. La sección corta del fondo entre la tubería PVC y el anclaje esta roscado en un extremo y hembrado en el otro. Cuando todas las varillas se encuentran encajadas dentro de los tubos PVC, los tubos pueden ser cementados juntos. durante la operación de ensamblaje y encolado, todas las partes y superficies de conexión que están siendo introducidas dentro del tubo PVC de ¼ “ deberán ser guardados limpios de barro, tierra, cola, etc. El cemento PVC utilizado deberá ser firme, del tipo cuerpo mediano y de color gris. 4.- Roscar la varilla de acero inoxidable a los anclajes y el acoplamiento especial PVC del fondo al anclaje y colóquelos a sus marcas correctas sobre el terreno. 5.- Usando una lima, marque los extremos de los tubos del 1 al 6 en un orden adecuado para su identificación. También, marque la tubería hidráulica en conformidad a cada anclaje. 6.- Cuando se utiliza la inyección, disponga el tubo de lechada de cemento a lo largo del tubo PVC fijado al anclaje de fondo. Forrar ligeramente con una cinta el tubo de lechada de cemento al anclaje de fondo. Use cinta negra de vinilo, el extremo del fondo del tubo de lechada de cemento deberá ser cortado con un cuchillo de bolsillo de forma tal que su longitud quede rematada en punta.

66 7.- Si el ensamblaje completo es pre-ensamblado sobre el terreno, atar las varillas montantes con un cinta, comenzando en el extremo superior, asegurando que el tubo de lechada de cemento este en el medio, que los tubos PVC estén paralelos y que los tubos hidráulicos estén encerrados dentro del atado. Disponga las varillas y anclajes del extensometro en una secuencia que corresponda al sentido de las agujas del reloj (mirando hacia los anclajes) y que a su vez corresponden con la placa de referencia. Chequee que los anclaje estén bien encintados al atado a fin de prevenir el desvastamiento de los nudos sobresalientes al introducirlos dentro del taladro. En general el atado podría ser encintado aproximadamente cada 5 a 6 pies. 6.2.4.1.4.- EQUIPO DE LECTURA O INDICADOR El indicador es un micrómetro mecánico de profundidad con una traba para detener la lectura hasta que ésta sea soltada. El micrómetro es preciso hasta 0.001 pulgadas. Los micronómetros son suministrados con varillas de extensión para extender el rango de cero (0) hasta 6 pulgadas. Los bloques estándares de referencia son opcionales. El uso del micrómetro es muy simple y recto hacia delante. Inserte la varilla del micrómetro por el hueco apropiado de la superficie de medición e invierta el trinquete hasta que este suene con un golpe, asegurándose que la base del micrómetro esté asentado firmemente y bien encuadrado sobre la superficie de medición. Trabar la lectura, retirar el micrómetro y registrar la lectura. En la página Nº 67 se puede apreciar el esquema del extensometro de varillas con cada uno de sus componentes. 6.2.4.2.- COMPONENTES DEL SISTEMA PARA MEDICIONES DE CONVERGENCIA 6.2.4.2.1.- ELEMENTOS SENSORES O DETECTORES Extensometro de Cinta: Dos armellas son usadas para enganchar el extensometro a los puntos de anclajes especiales (punto de referencia), de tal manera que las mediciones no sean afectadas por el ángulo de la conexión. Una armella es fijada al extremo del instrumento mecánico y la otra al extremo de la cinta. Barra Telescópica Extensometrica Dos bolillas de acero son usadas para hacer contacto con la barra extensometrica en los puntos de anclaje (puntos de referencia), por lo que las mediciones no son afectadas por el ángulo de la conexión; la barra

68 extensometrica posee en cada extremo un acople cóncavo. 6.2.4.2.2.- ELEMENTOS DE TRASMISIÓN DE DATOS Extensometro de Cinta Esta compuesta por una cinta de ingeniero estándar de acero plano y unido al instrumento mecánico por un sistema de pestillo y pin de trabadura sobre unos de los extremos, este pin entra a huecos de precisión punzados en la cinta a ciertos intervalos regulares de distancia. La cinta es montada sobre el instrumento como un carrete y manivela. Barra Telescópica Extensometrica El transmisor de datos esta constituido por una barra maestra de aluminio tubular telescópica, que alcanza un bajo coeficiente de dilatación térmica; la barra se extiende hacia los dos puntos anclados en la superficie de la roca, considerando que una parte de barra es fija y la otra parte es movible. 6.2.4.2.3.- EQUIPOS O UNIDADES DE LECTURA Y/O REGISTRO Extensometro de Cinta El instrumento mecánico del extensometro de cinta es portátil y esta previsto de un mecanismo que dá compresión a un resorte para una carga repetible y un calibrador de dial sensible que indica el viaje del tornillo requerido para aplicar tensión conveniente sobre la cinta. La lectura del dial es el incremento de distancia a ser adicionado a la lectura de la distancia. Especificaciones técnicas de un extensometro de cinta conocida: Marca : SINCO (Slope Indicator Company). Modelo : 518115 Tensión sobre la cinta: 23 libras (10.45 Kg). Precisión del calibrador del dial: 0.0025. Precisión promedio: 0.0125 mm. Longitud estándar de la cinta: 20 m. (extra fuerte). Distancia mínima que puede medir: 74 cm. Intervalo de los huecos pre-punzados: 5 cm. Barra Telescópica Extensometrica El equipo constituido por dos barras una fija colocada en un punto de referencia y el otro movible colocado en el otro punto de referencia; son ajustados

69

mediante un pin de oreja, indicando en un dispositivo la lectura del desplazamiento entre ambos puntos. El equipo utilizado por lo general es de la marca Grecian-Whittam Bolton England, modelo 1936, mide deformaciones verticales (piso / techo) y también deformaciones horizontales (paredes). Tiene las siguientes especificaciones técnicas: - Indicador del dial rango de 2” con incremento de 0.001” montado sobre base tubular. - Ajuste grueso conexión cubierta por un pin. - Resorte ensamblado sostiene el extensometro en posición sobre puntos de referencia. - Tubo de extensión telescopio letrado y numerado, de acero de 1/16” de espesor de la pared del tubo. - Punto de referencia sockets cónicos, fijan los enchufes hemisféricos. - Modelos utilizados para las mediciones 6 a 11 pies de longitud. - Accesorios utilizados barra de calibración para conversión métrica en aluminio fundido. 6.2.4.2.4.- INSTALACIÓN DE LOS ELEMENTOS SENSORES: En las estaciones determinadas donde se realizarán las mediciones, se perforan taladros de 3 pies de longitud y 39 mm. de F, en el (techo / piso) para realizar las mediciones de convergencia. Luego de perforar los taladros se procede a la instalación de las varillas de fierro corrugado de 1” F con roscado hembra y pernos de ojillo. Con excepción de los que llevan bolilla esférica, para ser utilizadas con la barra telescópica Extensometrica. Las varillas deben ser ancladas en los taladros con resina Epo rock en caso contrario con mortero (cemento / arena). 6.2.4.2.5.- METODOLOGÍA DEL MONITOREO SUBTERRÁNEO A.- PROCEDIMIENTO DE INSTALACIÓN Extensometro de cinta El primer paso para realizar una medición es conectar el sistema extensiométrico fijando el gancho de mosquetón del extremo de la cinta a unos de los puntos de anclaje de referencia; luego se desenrolla la cinta, mientras se traslada el instrumento hacia otro punto de anclaje de referencia, en donde se fija el perno de ojillo del instrumento. Realizada la conexión, se comienza a tensar la cinta hasta que las líneas de marca del instrumento queden alineados. En esta posición se registra las lecturas en el calibrador del dial. Repitiendo el alineamiento de las líneas de marca se pueden registrar nuevas lecturas del calibrador de dial.

70

Barra Telescópica Extensometrica El primer paso para realizar una medición es conectar la varilla fija de la Barra telescópica extensometrica al punto de anclaje (piso); luego la varilla movible se desplaza hacia el punto de anclaje de referencia (techo), en donde el equipo queda fijado haciendo contacto hemisférico con las dos bolillas de los puntos de referencia. Realizado el contacto correcto en ambos extremos, se ajusta con el pin de oreja las varillas fija y movible, registrando luego la lectura en el calibrador de dial. Repitiendo este mismo proceso se realiza las posteriores mediciones. B- REGISTRO DE DATOS Una vez realizado la instalación de los puntos de referencia en las estaciones de control, el sistema queda apto para realizar mediciones. Los resultados de estas mediciones son registradas en formatos especialmente preparados para este fin, y elaborándose un programa `para crear un banco de datos de los registros acumulados. C.- PROCESAMIENTO DE DATOS Y PRESENTACIÓN DE RESULTADOS En relación al procesamiento de datos se implementa un programa de predicción de convergencias, considerando las estaciones de monitoreo, con sus respectivos puntos de referencia, además se dispone un programa para la presentación grafica de los registros acumulados. En la página Nº 71 se muestra: El Esquema sobre los detalles del Monitoreo Subterráneo en la Mina Juanita, esquematizando las mediciones con el Extensometro de Cinta y con la Barra telescópica Extensometrica con sus respectivos detalles. En la página Nº 72 se muestra: La Información grafica de mediciones de Convergencia en la Estación de Control Nº 3, de la Mina Juanita, en los 7 puntos de medición, con el Extensometro de Cinta y la barra telescópica Extensometrica. En la página Nº 73 se muestra: la representación grafica de las mediciones de Convergencia, del cambio o desplazamiento en relación a los días de medición, en la estación de Control Nº 3, de la Mina Juanita de Perubar S.A., hoy en dia a cargo de CETEMIN..

CAPITULO VII 7.- RESULTADOS DE LOS ENSAYOS En el presente capitulo se presenta resultados de diversas tipos de roca en diferentes minas, para lo cual se analizará dichos resultados. En el Cuadro Nº 1, se puede apreciar los resultados de la determinación de las propiedades físicas de una muestra de roca Andesita, proveniente de la mina Juanita de Perubar, esta muestra se caracteriza por ser roca encajonante del cuerpo mineralizado. Cuadro Nº 1

ROCA PROPIEDADES FISICAS ? (gr/cm³ ) P.E.a. (KN/m ) P.a. (%) Abs. (%) ANDESITA 2.739 26.87 0.31 0.11

2.748 26.96 0.35 0.13

En el Cuadro Nº 2, se puede apreciar los resultados de la Propiedad Mecánica; de la Resistencia Compresiva "dc” de una muestra de roca Andesita, proveniente de la mina Juanita, esta muestra se caracteriza por ser de la roca encajonante del cuerpo mineralizado, ubicado en el Nivel 1174. Cuadro Nº 2

ROCA CARGA DE FALLA Resistencia Compresiva "dc” (Kg. f) (Kg/cm²) MPa

Andesita 11268 1191.48 116.77 13263 1402.44 137.45 14049 1485.60 145.60

En el Cuadro Nº 3, se puede apreciar los resultados de la Propiedad Mecánica; del esfuerzo a la tracción indirecto brasilero "dt”, de una muestra de roca Andesita, proveniente de la mina Juanita, esta muestra se caracteriza por ser de la roca encajonante del cuerpo mineralizado, ubicado en el Nivel 1200.

75 Cuadro Nº 3

ROCA CARGA DE FALLA Resistencia a la Tracción "dt” (Kg. f) (Kg/cm²) MPa

Andesita 1030 110.51 10.83

900 97.13 9.52 1020 108.80 10.66

En el Grafico Nº 1, se puede apreciar los resultados de la Propiedad Mecánica; de la determinación de las Constantes Elásticas, del Modulo de Deformación y/o Elasticidad “E” y la relación de Poisson ”?”, pero también en función a estos parámetros podemos calcular los Módulos de Rigidez “G” y de Bulk “K” y la constante de Lame “?”, de una muestra de roca Andesita, proveniente de la mina Juanita, esta muestra se caracteriza por ser de la roca encajonante del cuerpo mineralizado, ubicado en el Nivel 1207.

Grafico Nº 1

76 De los resultados del Grafico Nº 1, se puede deducir que: El Modulo de Elasticidad “E” = 4.27 x 10 Kg/cm². La Relación de Poisson “?” = 0.33 La Resistencia Compresiva "dc” = 1392.63 Kg/cm². En el Grafico Nº 2, se puede apreciar los resultados de la Propiedad Mecánica; para la determinación de la Cohesión “C” y el ángulo de Fricción interna “øi”, resultados del ensayo de Compresión Triaxial, este tipo de Ensayo se ejecuto sobre una muestra saturada, para analizar la reacción de la roca en presencia de agua, de una muestra de roca Andesita, proveniente de la mina Juanita, esta muestra se caracteriza por ser de la roca encajonante del cuerpo mineralizado, ubicado en el Nivel 1178. Grafico Nº 2

En el Cuadro Nº 4, se puede apreciar el resumen del esfuerzo de rotura"d1”, denominado “Esfuerzo Principal Mayor” y la Presión de Confinamiento"d3”, denominado “Esfuerzo Principal Menor”, con la finalidad de diseñar la Envolvente de Mohrs, teniendo en consideración además el Esfuerzo a la Tracción Indirecto Brasilero "dt”, teniendo en cuenta que los parámetros cuantificados deben realizarse sobre el mismo tipo de roca y muestra rocosa. Calculados en el Grafico Nº 2. ensayo ejecutado en el Laboratorio del INGEMMET. Cuadro Nº 4

ROCA ESFUERZO DE ROTURA PRESION DE CONFINAMIENTO “d1” Kg/ Cm² “d3” Kg/ cm²

ANDESITA 407.11 6.6 692.62 16.0

77 En el Cuadro Nº 5, se puede apreciar el resumen del esfuerzo de Normal "dn”, y el Esfuerzo de Corte “?c”, y el desplazamiento, al momento de ejecutar el ensayo de Corte Directo para determinar la Cohesión “C” y el ángulo de Fricción “øi”, Básico y Residual, este ensayo se realizo sobre una muestra rocosa de roca granodiorita, muestra rocosa recopilada de la Bocatoma del Proyecto de CHAVIMOCHIC. Cuadro Nº 5

ESFUERZO NORMAL "dn” ESFUERZO DE CORTE“?c” DESPLAZAMIENTO “µ”

Kg/cm MPa Kg/cm MPa mm. 1.02 0.10 0.05 2.55 0.25 0.10

8.97 0.88 4.08 0.40 0.30 5.60 0.55 0.50 6.06 0.59 0.75 8.50 0.83 1.00 2.55 0.25 0.05 3.20 0.31 0.10 7.90 0.77 0.30

20.43 2.02 9.50 0.93 0.50 11.25 1.10 0.75 13.00 1.27 1.00 15.20 1.49 1.20 3.20 0.31 0.05 5.60 0.55 0.10 7.90 0.77 0.30

30.11 2.95 10.19 1.00 0.50 15.89 1.56 0.75 18.50 1.81 1.00 20.40 2.00 1.20 10.19 1.00 0.05 14.25 1.40 0.10 18.34 1.80 0.30

41.32 4.05 22.92 2.25 0.50 25.30 2.48 0.75 28.60 2.80 1.00 30.01 2.94 1.20

RESUMEN

ESFUERZO NORMAL"dn” ESFUERZO DE CORTE“?c”

Kg/cm MPa Kg/cm MPa 8.97 0.88 8.50 0.83

20.43 2.02 15.20 1.49 30.11 2.95 20.40 2.00 41.32 4.05 30.01 2.94

78 Del resumen se puede calcular los Parámetros de la Cohesión “C” y el Angulo de Fricción interna básica “øib”, ya que no se obtuvo datos para el calculo del ángulo de fricción residual; estos parámetros se cuantificó mediante minimos cuadrados. Cohesión “C” = 2.04 Kg/cm² Angulo de Fricción basica “øib” = 33.02 º En el Grafico Nº 3, se puede apreciar los resultados de la Propiedad Mecánica; para la determinación de la Cohesión “C” y el ángulo de Fricción interna “øi”, resultados del ensayo de Corte Directo, este tipo de Ensayo se ejecuto sobre una muestra rocosa, en condiciones normales, sobre una roca Andesita, proveniente de la mina Juanita, esta muestra se caracteriza por ser de la roca encajonante del cuerpo mineralizado, ubicado en el Nivel 1200.

Grafico Nº 3

CAPITULO VIII

8.- CLASIFICACIONES GEOMECANICAS Las labores mineras subterráneas y superficiales, cuyos componentes son estructuras complejas; para ejecutar dichas labores mineras, es necesario poseer el máximo conocimiento del macizo rocoso. Para tener el conocimiento del macizo rocoso hoy en día existen muchas Clasificaciones Geomecánicas, como: Protodyakonov, Bieniawski, Laubscher and Taylor, Barton, Romaña, que nos determinarán la calidad del macizo rocoso, cuya finalidad es dividir al macizo rocoso en dominios estructurales, cada uno de ellos tendrán características similares, como: Litología, espaciado de juntas, entre otros. Los limites de un dominio estructural pueden coincidir con rasgos geológicos, tales como fallas o diques. 8.1.- CLASIFICACION GEOMECANICA DE PROTODYAKONOV Mediante esta clasificación geomecánica se define la calidad del macizo rocoso, por medio de un parámetro “f”, que es el coeficiente de resistencia. Cuadro Nº 6

El coeficiente “f” esta definido por la siguiente formula matemática:

10

cfσ

=

CATEGORIA DESCRIPCION "f" Excepcional Cuarcita, Basalto y rocas de resistencia excepcional 20

Alta resistencia Granito, areniscas silíceas y calizas muy competentes 15-20 Calizas, granito algo alterado y areniscas 8-6 Resistencia media Areniscas medias y Pizarras 5 Lutitas, areniscas flojas y conglomerados friables 4 Lutitas, esquistos y margas compactas 3 Calizas, lutitas blandas, margas, areniscas friables, Resistencia baja Gravas, bolos cementados 2 Lutitas fisuradas y rotas, gravas compactas y arcillas preconsolidas 1.5 Arcillas y gravas arcillosas 1.0 Resistencia muy Suelos vegetales, turbas y arenas húmedas 0.6 baja arenas y gravas finas 0.5 Limos y loess 0.3

80 Siendo: dc = La resistencia a Compresión Simple de la roca expresada en MPa. Teniendo en cuenta este coeficiente y las dimensiones de la excavación subterránea, se definen las cargas de cálculo para dimensionar el tipo de sostenimiento.

8.2.- CLASIFICACIÓN GEOMECANICA DE BIENIAWSKI

Esta clasificación geomecánica se basa en el índice RMR “Rock Mass Rating”, que da una estimación de la calidad del macizo rocoso, teniendo en cuenta los siguientes factores: Resistencia Compresiva de la roca. Índice de la Calidad de la Roca - RQD. Espaciamiento de Juntas. Condición de Juntas. Presencia de Agua. Corrección por orientación. Estos factores se cuantifican mediante una serie de parámetros definiéndose unos valores para dichos parámetros, cuya suma, en cada caso nos da el índice de Calidad del RMR que varia entre 0 – 100. Los objetivos de esta clasificación son: - Determinar y/o Estimar la calidad del macizo rocoso. - Dividir el macizo rocoso en grupos de conducta análoga. - Proporcionar una buena base de entendimiento de las características del macizo rocoso. - Facilitar la planificación y el diseño de estructuras en roca, proporcionando datos cuantitativos necesarios para la solución real de los problemas de ingeniería. Se clasifican las rocas en 5 categorías. En cada categoría se estiman los valores de la cohesión y el ángulo de fricción interna del macizo rocoso (Cuadro Nº 9). A continuación se definen y valoran cada uno de los factores que intervienen en la clasificación. 8.2.1.- RESISTENCIA COMPRESIVA DE LA ROCA. La resistencia compresiva “dc” de una roca se puede determinar por tres procedimientos:

81 8.2.1.1.- PRIMER PROCEDIMIENTO: Estimación de la Resistencia Compresiva mediante el martillo Schmidt de Dureza.

8.2.1.2.- SEGUNDO PROCEDIMIENTO Determinación de la Resistencia Compresiva mediante el Ensayo de Carga Puntual “Franklin”. 8.2.1.3.- TERCER PROCEDIMIENTO Determinación de la Resistencia Compresiva mediante el Ensayo de Compresión Simple y/o Uniaxial 8.2.2.- INDICE DE LA CALIDAD DE LA ROCA - RQD Para determinar el RQD (Rock Quality Designation) en el campo y /o zona de estudio de una operación minera, existen hoy en día tres procedimientos de calculo. 8.2.2.1.- PRIMER PROCEDIMIENTO: Se calcula midiendo y sumando el largo de todos los trozos de testigo mayores que 10 cm en el intervalo de testigo de 1.5 m.

10150

trozos cmsRQDcms

≥= ∑

8.2.2.2.- SEGUNDO PROCEDIMIENTO Comprende el cálculo del RQD en función del número de fisuras, por metro lineal, determinadas al realizar el levantamiento litológico-estructural (Detail line) en el área y/o zona predeterminada de la operación minera. 8.2.2.2.1.- Fórmula matemática:

- 0.1? RQD =100? ( 0.1? + 1)

Siendo:

ºN deFisuras

SPANλ =

82 8.2.2.3.- TERCER PROCEDIMIENTO Comprende el cálculo del RQD en función del número de fisuras, por metro cúbico, determinadas al realizar el levantamiento litológico-estructural (Detail line) en el área y/o zona predeterminada de la operación minera. 8.2.2.3.1.- Fórmula matemática: RQD = 115 – 3.3 (Jv) Siendo: Jv = Número de fisuras por metro cúbico.

8.2.3.- ESPACIAMIENTO DE JUNTAS Se ha comprobado que el espaciamiento de juntas tiene gran influencia sobre la estructura del macizo rocoso. La resistencia del macizo rocoso va disminuyendo según va aumentando el número de juntas, siendo el espaciado de las juntas el factor más influyente en esta disminución de resistencia. Así resulta que un material rocoso de alta resistencia de 100 a 200 MPa, que esté muy fracturado con un espaciamiento de juntas de 5 cm, corresponde a un macizo rocoso débil. A continuación se presenta la clasificación de Deere de los macizos rocosos. En lo referente al espaciamiento de juntas, que es la que recomienda utilizar en la clasificación geomecánica de Bieniawski. Cuadro Nº 7

8.2.4.- CONDICION DE JUNTAS En este apartado se tienen en cuenta los siguientes parámetros: - Apertura. - Tamaño.

DESCRIPCION ESPACIAMIENTO ESPACIO DE JUNTAS TIPO MACIZO ROCOSO

Muy ancho > 3 m Sólido Ancho 1 - 3 m Masivo Moderadamente cerrado 0.3 - 1 m En bloques Cerrado 50 - 300 mm Fracturado

Muy cerrado < 50 mm Machacado

83 - Rugosidad. - Dureza de los labios de la discontinuidad. - Relleno. 8.2.4.1.- APERTURA La apertura de las juntas es un criterio para descripción cuantitativa de un macizo rocoso. La clasificación de Bieniawski es la siguiente: Descripción Separación Abierta > 5 mm Moderadamente abierta 1 - 5 mm Cerrada 0.1 – 1 mm Muy cerrada < 0.1 8.2.4.2.- TAMAÑO El tamaño de las juntas influye en la importancia que el material rocoso y la separación de las juntas tienen en el comportamiento del macizo rocoso. 8.2.4.3.- RUGOSIDAD En esta clasificación se establecen 5 categorías de rugosidad: muy rugosa, rugosa, ligeramente rugosa, suave y espejo de falla. 8.2.4.4.- DUREZA DE LOS LABIOS DE LA DISCONTINUIDAD Se consideran 3 categorías de dureza: dura, media y blanda. 8.2.4.5.- RELLENO Se define por su espesor, tipo de material, consistencia y continuidad. 8.2.5.- PRESENCIA DE AGUA El efecto del agua tiene especial importancia en los macizos rocosos diaclasados. Se tendrá en cuenta el flujo agua en el macizo rocoso. El criterio que se utilizará será el siguiente: completamente seco, húmedo, agua a presión moderada y agua a presión fuerte. 8.2.6.- CORRECCION POR ORIENTACION A la hora de considerar los efectos de la orientación de las discontinuidades para la clasificación del macizo rocoso, con vistas a la construcción de una

84 excavación subterránea y una labor minera superficial, es suficiente considerar si las orientaciones del rumbo y del buzamiento son más o menos favorables con relación a la labor minera que se va ejecutar. Bieniawski ha propuesto la siguiente clasificación: Cuadro Nº 8

Esta clasificación no es aplicable a rocas expansivas fluyentes. A.- Clasificación de los parámetros y sus valores Cuadro Nº 9

RUMBO PERPENDICULAR AL EJE RUMBO PARALELO BUZAMIENTO

Dirección según Dirección contra AL EJE DEL TUNEL 0-20º Buzamiento Buzamiento (Independiente

Buzamiento Buzamiento Buzamiento Buzamiento Buzamiento Buzamiento del Rumbo)

45-90º 20-45º 45-90º 20-45º 45-90º 20-45º

Muy Favorable Regular Desfavorable Muy Regular Desfavorable Favorable Desfavorable

Parámetros E S C A L A D E V A L O R E S

Resistencia Carga Puntual 80 kg/cm² 40-80 kg/cm² 20-40 kg/cm² 10-20 kg/cm² 10 kg/cm²

de la roca A Compresión 2000 1000 - 2000 500 - 1000 250 - 500 100-250 30-100 10-30 intacta Simple Kg/cm² Kg/cm² Kg/cm² kg/cm² kg/cm² kg/cm² Kg/cm²

V A L O R 15 12 7 4 2 1 0

R. Q.D. 90-100% 75-90% 50-75% 25-50% 25%

V A L O R 20 17 13 8 3

Espaciado de Juntas 3 m 1 - 3 m 0.3 - 1 m 50-300 mm 50 mm

V A L O R 30 25 20 10 5 Muy rugosas Ligeramente Ligeramente Espejo de falla

sin continuidad rugosa < 1 mm. rugosa < 1 mm. o relleno de relleno blando de espesor Condición de Juntas cerradas, de separación de separación espesor < 5mm < 5mm. ó abiertas <5 mm. Paredes de Paredes de Paredes de ó abiertos 1-5mm fisuras continuas

roca dura roca dura roca suave FisurasContinuas

V A L O R 25 20 12 6 0 Cant. Infiltracion

10 m. de túnel Ninguna 25 litros/min 25-125 litros/min >125 litros/min.

Aguas Presión de agua

Subterráneas Esfuer. principal Cero 0.0-0.2 0.2-0.5 0.5

Situación Solo húmedo Ligera presión

General Totalmente Seco agua insterst. de agua Serios problemas de agua

V A L O R 10 7 4 0

85 B.- Ajuste de valores por orientación de las juntas

Cuadro Nº 10

Orientación de rumbo y Muy Favorable Regular Desfavorable Muy

buzamiento de las fisuras Favorable Desfavorable

Túneles 0 -2 -5 -10 -12

Valores Cimentaciones 0 -2 -7 -15 -25

Taludes 0 -5 -25 -50 -60

C.- Determinación de la clase del macizo rocoso Cuadro Nº 11 Valor total del RMR 81-100 61-80 41-60 21-40 <20 Clase Número I II III IV V Descripción Muy Bueno Bueno Medio Malo Muy Malo D.- Significado de las clases de macizos rocosos Cuadro Nº 12 Clase Número I II III IV V

Tiempo de 10 años para 6 meses 1 semana 5 horas 10 minutos

Mantenimiento 5m. para 4 m. para 3 m. para 1.5 m. para 0.5 m.

Cohesión > 3 Kg/cm² 2-3 Kg/cm² 1.5-2 Kg/cm² 1-1.5 Kg/cm² < 1 Kg/cm²

Angulo de fricción > 45º 40º-45º 30º-40º 30º-35º < 30º

8.3.- CORRECCION DE LAUBSCHER AND TAYLOR Laubscher and Taylor, han propuesto algunas modificaciones a la clasificación geomecánica de Bieniawski y recomendaciones para el sostenimiento. Los ajustes que proponen Laubscher and Taylor, consisten en la modificación del valor original, siendo los siguientes: 8.3.1.- Meteorización Algunos tipos de roca se meteorizan rápidamente cuando entran en contacto con el aire, afectando a tres parámetros.

86

Cuadro Nº 13 Parámetro Metereorización Observaciones

dc Disminuye hasta 96% Afecta las microfisuras de la roca

RQD Disminuye hasta 95% La roca aumenta sus fracturas Condición de se reduce hasta un 82% Si la meteorización es motivo de deterioro Juntas en las superficies de la fisura ó su relleno

8.3.2.- Esfuerzos In-situ e inducidos Los esfuerzos, tanto in-situ como los inducidos pueden incidir sobre las fisuras, mantenimiento sus superficies en compresión o permitiendo que las fisuras se aflojen, y aumentan el riesgo de un movimiento cortante. Cuadro Nº 14 Parámetro Esfuerzos In-situ e ind. Observaciones Condición de Aumenta hasta 120% Las juntas quedan en compresión

Juntas Disminuye hasta un 90% Si el riesgo de un movimiento cortante aumenta

Disminuye hasta un 76% Si las fisuras están abiertas y con relleno delgado

8.3.3.- Cambios de los esfuerzos Cuando hay cambios importantes por operaciones mineras, la situación de las fisuras es afectada. Cuadro Nº 15

Parámetro Cambios de Esfuerzos

Observaciones

Condición de Aumenta hasta un 120% Las fisuras siempre están en compresión

Juntas Disminuye hasta en 60% Causan movimientos cortantes importantes

8.3.4.- Influencia de las orientaciones del rumbo y buzamiento El tamaño, la forma y la dirección del avance de una excavación subterránea tendrán una influencia sobre su estabilidad cuando se consideran en función del sistema de fisuras del macizo rocoso. Laubscher and Taylor opinan, para garantizar la estabilidad de una excavación subterránea en una roca fisurada depende de la cantidad de fisuras y de los frentes de excavación que se desvían de la vertical y recomiendan los siguientes ajustes:

87

Cuadro Nº 16

Parámetro Cantidad de

Porcentaje(*) fisuras 70% 75% 80% 85% 90% 3 3 2 Espaciado de 4 4 3 2

juntas 5 5 4 3 2 1 6 6 4 3 2,1 (*) Ajuste en porcentaje dependiendo de la cantidad de frentes inclinados en la excavación Se propone además los siguientes ajustes para los valores del espaciado de juntas, para las zonas de cortantes que se ubican en operaciones mineras: 0-15º = 76% 15º-45º = 84% 45º-75º = 92% 8.3.5.- Efectos de la voladura Las voladuras crean nuevas fracturas y provocan movimientos en las fisuras existentes. Se proponen las siguientes reducciones para los valores del RQD y la Condición de Juntas. Perforaciones de reconocimiento ................. 100% Voladuras de sección lisa ............................. 97% Voladuras convencionales buenas ............... 94% Voladuras convencionales deficientes .......... 80% 8.3.6.- Ajustes combinados En algunos casos la clasificación geomecánica se encuentra sujeta a más de un ajuste. El ajuste total no debe pasar de un 50%. 8.3.7.- Recomendaciones para el sostenimiento Considerando los valores de clasificación ajustados y tomando en cuenta prácticas normales de sostenimiento en minas, Laubscher and Taylor han propuesto el siguiente cuadro:

88

Cuadro Nº 17

VALORES VALORES GEOMECANICOS ORIGINALES - BIENIAWSKI

AJUSTADOS 90-100 80-90 70-80 60-70 50-60 40-50 30-40 20-30 10-20 0-10

70 - 100

50 - 60 a a a a

40 - 50 b b b b

30 - 40 c,d c,d c,d,e d,e

20 - 30 e f,g f,g,j f,h,j

10 - 20 i i h,i,j h,j

0 - 10 k k l l Leyenda: a.- Generalmente no hay sostenimiento, pero algunas intersecciones de fisuras pueden necesitar pernos. b.- Cuadricula de pernos cementados con espaciamiento de 1 m. c.- Cuadricula de pernos cementados con espaciamiento de 0.75 m. d.- Cuadricula de pernos cementados con espaciamiento de 1 m y 100 mm de concreto lanzado. e.- Cuadricula de pernos cementados con espaciamiento de 1 m y concreto colado de 300 mm. y que solo se usará si los cambios de los esfuerzos no son excesivos. f.- Cuadricula de pernos cementados con espaciamiento de 0.75 m. y 100 mm de concreto lanzado. g.- Cuadricula de pernos cementados con espaciamiento de 0.75 m y 10 mm de concreto lanzado y malla. h.- Concreto colado de 450 mm de espesor con una cuadricula de pernos cementados con espaciamiento de 1 m. si los cambios de los esfuerzos no son excesivos. i.- Pernos cementados con espaciamiento de 0.75 m si hay un refuerzo potencial a la mano, y 100 mm de concreto lanzado, luego cimbras de acero a manera de técnica de reparación si los cambios en los esfuerzos son excesivos. j.- Estabilizar con refuerzo de cable protector y concreto colado de 450 mm de espesor si los cambios en los esfuerzos no son excesivos. k.- Estabilizar con refuerzo de cable protector seguido de concreto lanzado hasta e incluyendo el frente si es necesario y luego cimbras de acero poco separados, como técnica de reparación donde los cambios en los esfuerzos son excesivos. l.- No trabajar en este terreno, o usar las técnicas j ó k. Notas Adicionales 1.- Al evaluar los requerimientos de los esfuerzos hay que tomar en

89 cuenta la clasificación geomecánica original así como los valores ajustados. 2.- Los pernos son de poca utilidad en un terreno intensamente fisurado y no deberán usarse como único refuerzo cuando los valores de espaciado de juntas sea menor de 6. 3.- Las recomendaciones del cuadro son aplicables a las operaciones mineras con niveles de esfuerzos menores de 30 MPa. 4.- Galerías grandes solo se excavarán en roca con un valor de clasificación totalmente ajustado con valores de 50 ó más.

8.4.- CLASIFICACION GEOMECANICA DE BARTON Esta clasificación geomecánica se basa en el índice de calidad “Q” denominado también índice de Calidad tunelera, que da una estimación de la calidad del macizo rocoso, teniendo en cuenta los siguientes factores:

RQD Jr JwQ x x

Jn Ja SRF=

Donde : RQD : Rock Quality Designation Jn : Joint Set Number, Índice de diaclasado que tiene en cuenta el número de Familias. Jr : Joint roughness number, índice de rugosidad de las juntas. Ja : Joint alteration number, índice de alteración de las juntas. Jw : Joint water reduction factor, factor de reducción por presencia de agua en las juntas. SRF : Stress reduction factor, factor de reducción por esfuerzos. A continuación se definen y valoran cada uno de los factores que intervienen en la clasificación: Cuadro Nº 18 Índice de Calidad de roca RQD Observaciones

A.- Muy mala 0 – 25 1.- cuando RQD 10, incluyendo B.- Mala 25 – 50 cero; se puede utilizar el valor

C.- Regular 50 – 75 10 para el RQD. D.- Buena 75 – 90 2.- Intervalos de 5 para RQD, ó

E.- Excelente 90 – 100 sea 100, 95, 90 son precisos.

90

Cuadro Nº 19 Número de Familias Jn Observaciones

A.- Masivo, sin o con pocas juntas 0.5 - 1 1.- Para cruces en túneles

B.- Una familia de juntas 2 utilizar ( 3 x Jn)

C.- Una familia y algunas juntas

ocasionales 3 2.- Para Portales utilizar

D.- Dos familias de juntas 4 (2 x Jn)

E.- Dos familias y algunas juntas 6

F.- Tres familias de juntas 9

G.-Tres familias y algunas juntas 12

H.-Cuatro familias o más, roca muy

fracturada, Terrones de azúcar 15

I.- Roca triturada terrosa 20

Cuadro Nº 20

Número de rugosidad de las Juntas Jr Observaciones - Contacto entre las dos caras de la junta - Contacto entre las dos caras de la junta

mediante un desplazamiento lateral 10 cm

A.- Juntas discontinuas 4 1.- Se añade 1.0 si el espa-

B.- Junta rugosa o irregular ondulada 3 ciamiento medio juntas

C.- suave ondulada 2 es mayor de 3 m.

D.- Espejo de falla, ondulada 1.5 2.- Jr = 0.5 se puede usar

E.- Rugosa o irregulares plana 1.5 Para juntas de fricción

F.- Suave plana 1.0 Planas y que tengan G.- Espejo de falla o superficie de fricción alineaciones orientadas plana. 0.5 para resistencia mínima.

- Sin contacto entre las dos caras de la Junta desplazados lateralmente

H.- Zona que contiene minerales arcillosos de espesor suficientemente gruesa para impedir el contacto entre las dos caras. 1

I.- Zona arenosa de grava o roca triturada suficientemente gruesa para impedir el

contacto entre las dos caras de la junta. 1

91 Cuadro Nº 21

Número de alteración de las juntas Ja ør (aprox.) Observación - Contacto entre las dos caras de la junta. A.- Junta sellada, dura, sin reblandamiento relleno impermeable, ej. Cuarzo. 0.75

B.- Caras de la junta únicamente manchadas. 1 25º - 35º C.- Las caras de la junta están alteradas ligeramente y contienen minerales no reblan- decibles, partículas de arena, roca desintegrada libre de arcilla. 2 25º - 30º D.- Recubrimiento de limo o arena arcillosa, pequeña fracción arcillosa no reblandeci- ble. 3 20º - 25º 1.- Los valores de E.- Recubrimiento de minerales arcillosos de ør el ángulo blandos o de baja fricción, ej. Caolinita, De fricción re- mica, clorita, talco, y pequeñas cantidades sidual, se indi- de arcillas expansivas, los recubrimientos can como guía son discontinuos con espesores de 1ó2 mm 4 8º - 16º aproximada de de las propie- - Contacto entre las dos caras de la junta con dades minera- menos de 10 cm de desplazamiento lateral. lógicas de los productos de la F.- Partículas de arena, roca desintegrada, alteración si es libre de arcilla. 4 25º - 30º que están pre- G.- Fuertemente sobreconsolidados, rellenos sentes. de minerales arcillosos no reblandecidos Los recubrimientos son continuos menores de 5 mm. de espesor. 6 16º - 24º H.- Sobreconsolidación media a baja, reblan- decimiento, relleno de mineral arcilloso. Los recubrimientos son continuos menores de 5 mm. de espesor. 8 8º - 16º I.- Relleno de arcillas expansivas ej. Montmo- rillonita, de espesor continuo de 5mm. El Valor Ja depende del porcentaje de particulas del tamaño de la arcilla expansiva. 8 - 12 6º - 12º - No existe contacto entre las dos caras de la junta cuando esta es cizallada. J.- Zonas o bandas de roca desintegrada o 6 - 8 ó machacada y arcilla. 8 - 12 6º - 24º K.- Zonas blandas de arcilla limosa o arenosa con pequeña fracción de arcilla sin reblandamiento. 5 6º - 24º L.- Zonas o capas gruesas de arcilla. 10 - 13 13 - 20 6º - 24º

92 Cuadro Nº 22

Cuadro Nº 23 Factor de Reducción de esfuerzos SRF Observaciones Zonas débiles que intersectan la excavación y pueden causar caídas de bloques, según avanza la misma.

A.- Varias zonas débiles conteniendo arcilla o 1.- Redúzcanse estos valores SRF de

roca desintegrada químicamente, roca muy 10 25%-50% si las zonas de fractura suelta alrededor (cualquier profundidad). solo se intersectan pero no cruzan

B.- Solo una zona débil conteniendo arcilla o roca la excavación.

desintegrada químicamente ( profundidad de 5 2.- Para un campo virgen de esfuerzos

excavación menor de 50 m.). fuertemente anisotropico, medidas:

C.- Solo una zona débil conteniendo arcilla o roca cuando 5 <d1/d3 < 10, redúzcase: Desintegrada químicamente ( profundidad de 2.5 a 0.8 la dc y el dt.

excavación mayor de 50 m.). Cuando d1 y d3 >10, redúzcase: D.- Varias zonas de fractura en roca competente a 0.6 la dc y el dt. (libre de arcilla), roca suelta alrededor 7.5 donde:

(cualquier profundidad). dc = Resistencia Compresiva.

E.- Solo una zona fracturada en roca competente dt = Esfuerzo a la tracción (libre de arcilla), (profundidad de excavación 5 d1 = Esfuerzo Principal Mayor.

menor de 50 m.). d3 = Esfuerzo Principal Menor. F.- Solo una zona fracturada en roca competente (libre de arcilla), (profundidad de excavación 2.5

mayor de 50 m.).

G.- Juntas abiertas sueltas, muy fracturadas, etc.

(cualquier profundidad). 5

Continua........................

Factor de reducción por presencia de Jw Presión agua Observaciones

agua en las juntas. Kg/cm² A.- Excavaciones secas o de fluencia poco importante, menos de 5 l/min. Localmente. 1 < 1 1.- Los factores de C a E, son B.- Fluencia o presión media, ocasional estimaciones aproximadas lavado de los rellenos de las juntas. 0.66 1 - 2.5 aumenta Jw si se instalan

C.- Fluencia grande o presión alta, con- drenes. siderable lavado de los rellenos de las juntas. 0.33 2.5 - 10 2.- Los problemas especiales D.- Fluencia o presión de agua excep- causados por la presencia cionalmente altas con las voladuras de hielo no se toman en diminuyendo con el tiempo. 0.1 - 0.2 > 10 consideración.

E.- Fluencia o presión de agua excep- cionalmente altas y continuas, sin disminución. 0.05 - 0.1 > 10

93 Cuadro Nº 24 Factor de Reducción dc / d1 dt / d1 SRF Observaciones de esfuerzos

- Roca Competente, problemas de esfuerzos. 3.- Hay pocos casos repor-

tados donde el techo

H.- Esfuerzo bajo, cerca de la debajo de la superficie

superficie. > 200 > 13 2.5 sea menor que el ancho

I.- Esfuerzo medio. 200-10 13-0.66 1.0 del claro. Se sugiere

J.- Esfuerzo grande, estructu- Que el SRF sea aumen- ra muy cerrada (general- tado de 2.5 a 5 para mente favorable para la estos casos, ver H estabilidad. Pude ser des - favorable para la estabili-

dad de los hastíales. 10-5 0.66-0.33 0.5-2 K.- Desprendimiento modera-

do de la roca masiva. 5-2.5 0.33-0.16 05-10

L.- Desprendimiento intenso

de la roca masiva. < 2.5 < 0.16 10-20 - Roca fluyente, flujo plástico de roca incompetente bajo la influencia de altas presiones litostaticas.

M.- Presión de flujo moderado. 5-10

N.- Presión de Flujo Intenso. 10-20 - Roca expansiva, actividad actividad química expan- Siva dependiendo de la presencia de agua. O.- Presión de expansión Moderado. 5-10 P.- Presión de expansión

Intensa. 10-15

8.4.1.- Recomendaciones para el uso de los cuadros: 1.- El parámetro Jn, que representa en número de familia de juntas, puede estar afectado por foliación, esquistosidad, clivaje y laminaciones. Si las juntas paralelas tienen suficiente desarrollo, deben contabilizarse como una familia completa. Si hay pocas juntas visibles, roturas ocasionales en los

94 testigos debido a estos planos, se contabilizan como juntas ocasionales al considerar el Jn en la tabla. 2.- Los parámetros Jr y Ja, cuyo cociente representa la resistencia al esfuerzo cortante, serán los de la familia de juntas o discontinuidad rellena de arcilla, más débil que exista en la roca, además es necesario tener en cuenta la orientación de las familias o discontinuidades, de tal forma que deban ser representativas. 3.- El valor SRF, en el caso de que el macizo rocoso contenga arcilla, en este caso la resistencia de la roca es factor determinante de la estabilidad de la excavación subterránea. Cuando el macizo rocoso no contenga arcilla y el número de Juntas sea pequeño la resistencia de la roca puede convertirse en factor, tal que el cociente de dt/dc, defina la estabilidad de la roca. 4.- En el caso de rocas muy anisotropicas, la resistencia compresiva de la roca dc y el esfuerzo a la tracción dt, se evaluarán en la dirección más favorable para la estabilidad. Los parámetros que definen “Q”, representan el siguiente aspecto: RQD/Jn : Tamaño de bloques, representa la estructura global del macizo rocoso. Jr/Ja : Resistencia al corte entre bloques. Jw/SRF : Estado tensional en el macizo rocoso. Para relacionar Q índice de calidad tunelera, con el comportamiento de una excavación subterránea y con las necesidades de sostenimiento de la misma. Barton Lien y Lunde desarrollaron la relación denominada Dimensión Equivalente “De” de la excavación, esta relación se obtiene de dividir el ancho, diámetro o altura de la excavación por un factor denominado Relación de soporte de la excavación ESR (Excavation Support Ratio). De = La relación de soporte de la excavación ESR tiene que ver con el uso que se pretende dar a la excavación y hasta donde se le puede permitir cierto grado de inestabilidad Barton da los siguientes valores supuestos para ESR:

Ancho de la excavación, diámetro o altura (m) Relación de soporte de la excavación ESR

95

Cuadro Nº 25

Tipo de excavación ESR

A.- Excavaciones mineras provisionales. 3 - 5 B.- Excavaciones mineras permanentes, túneles de conducción de agua para obras hidroeléctricas (con la excepción de las cámaras de alta presión para compuertas), túneles pilotos 1.6 (exploración), excavaciones parciales para cámaras subterráneas grandes. C.- Cámaras de almacenamiento, plantas subterráneas para el tratamiento de aguas, túneles carreteros y ferrocarriles 1.3 pequeños, cámaras de alta presión, túneles auxiliares. D.- Casas de maquinas, túneles carreteros y ferrocarriles

mayores, refugios de defensa civil, portales y cruces de túnel. 1.0 E.- Estaciones nucleoelectricas subterráneas, estaciones de ferrocarril, instalaciones para deportes y reuniones, 0.8 fabricas.

La relación entre el Índice de calidad tunelera “Q” y la dimensión equivalente “De” de una excavación, Barton Lien y Lunde, elaboraron una tabla a partir de las cual se puede diagnosticar las necesidades de sostenimiento. ( ver en los anexos del trabajo).

8.5.- CLASIFICACION GEOMECANICA SMR PARA TALUDES

La clasificación SMR (Slope Mass Rating) es un método de determinación de los factores de ajuste adecuados para aplicar la clasificación RMR de BIENIAWSKI a los taludes. Tras su publicación en inglés (ROMANA 1985, 1988, 1991, 1995) la clasificación SMR ha despertado cierto interés y el propio BIENIAWSKI (1989) la recomienda en su último libro para su aplicación en taludes. Las últimas publicaciones "in extenso" corresponden en inglés a un capítulo del compendio "Comprehensive Rock Engineering" editado por HUDSON (Vol. 3. ROMANA 1993) y al reciente Simposio de ICFL de Granada (ROMANA, 1996) y en castellano a los Simposios de Taludes de La Coruña (ROMANA, 1993) y Granada (ROMANA, 1997) publicaciones de las que tomaremos algunos puntos en el desarrollo del presente Trabajo. Cualquier clasificación debe considerar, en primer lugar que la falla de un talud rocoso puede ocurrir según formas muy diferentes. En la mayoría de los casos la falla de la masa rocosa está gobernada por las discontinuidades y se produce según superficies formadas por una o varias juntas. El índice SMR para la clasificación de taludes se obtiene del índice RMR básico sumando un "factor de ajuste", que es función de la orientación de las juntas (y producto de tres subfactores) y un "factor de excavación" que depende del

96 método utilizado: SMR = RMR + (F1xF2xF3) + F4 8.5.1.- RMR (rango de 0 a 100) se calcula de acuerdo con los coeficientes de BIENIAWSKI (1979), como la suma de las valoraciones correspondientes a cinco parámetros (tabla Nº 9): El factor de ajuste de las juntas es producto de tres subfactores (Cuadro Nº 26): 8.5.2.- F1 depende del paralelismo entre el rumbo de las juntas y de la cara del talud. Varía entre 1,00 (cuando ambos rumbos son paralelos) y 0,15 (cuando el ángulo entre ambos rumbos es mayor de 30º y la probabilidad de falla es muy baja). Estos valores, establecidos empíricamente, se ajustan aproximadamente a la expresión:

F1=( 1 - sen aj - as )² Siendo aj y as los valores del buzamiento de la junta (aj) y del talud (as). 8.5.3.- F2 depende del buzamiento de la junta en la falla plana. En cierto sentido es una medida de la probabilidad de la resistencia a esfuerzo cortante de la junta. Varia entre 1,00 (para juntas con buzamiento superior a 45º) y 0,15 (para juntas con buzamiento inferior a 20º). Fue establecido empíricamente pero puede ajustarse aproximadamente según la relación:

F2=(tg² bj )²

Donde bj es el buzamiento de la junta. F2 vale 1,00 para las fallas por vuelco. 8.5.4.- F3 refleja la relación entre los buzamientos de la junta y el talud. Se

han mantenido los valores propuestos por BIENIAWSKI en 1976 que son siempre negativos. Para fallas planas F3 expresa la probabilidad de que las juntas afloren en el talud. Se supone que las condiciones son "normales" cuando el buzamiento medio de la familia de juntas es igual al del talud, y por lo tanto aflorarán algunas pocas juntas. Cuando el talud buza más que las juntas, casi todas afloran y las condiciones "serán muy desfavorables" lo que supone un valor de F3 de -60 (para bs - bj > 10º), o "desfavorables" lo que supone un valor de F3 de -50 (para 0 < bs - bj < 10º). La diferencia con el valor de F3 "normal" (que es -25) es muy grande.

97 Para la falla por vuelco no se supone que puedan existir condiciones desfavorables, o muy desfavorables, ya que el vuelco rara vez produce fallas bruscas y en muchos casos los taludes con vuelcos de estratos se mantienen. Se ha utilizado la condición de GOODMAN-BRAY (1977) para evaluar la probabilidad de vuelco. Sin embargo se ha observado que muchos vuelcos se producen para valores ligeramente distintos, lo que puede interpretarse como que la resistencia al esfuerzo cortante se reduce unos 5%, sea por el hecho de que en muchos taludes volcados las juntas están meteorizadas, o porque el ángulo de rozamiento experimente una ligera reducción en el caso de fallas rotacionales (GOODMAN, 1976). La citada condición de GOODMAN-BRAY sólo es válida para el caso de fallas con pie (toe) volcador (que son más frecuentes en la práctica), pero no para el caso de pie deslizante donde la superficie basal del macizo roto aflora en el talud con el aspecto de una junta deslizada. Cuadro Nº 26 Factor de ajuste para las juntas (Romaña, 1985) CASO Muy Favorable Normal Desfavorable Muy

Favorable Desfavorable

P aj-as > 30º 30º - 20º 20º - 10º 10º - 5º < 5º T aj-as-180º

P/T F1 0.15 0.40 0.70 0.85 1.00

P bj < 20º 20º - 30º 30º - 35º 35º - 45º > 45º

F2 0.15 0.40 0.70 0.85 1.00

T F2 1 1 1 1 1 P bj-bs > 10º 10º - 0º 0º 0º (-10º) < 10º T bj-bs < 110º 110º -120º > 120º ......

P/T F3 0 -6 -25 -50 -60

Leyenda: P = Falla Plana. T = Falla por Vuelco. as = Dirección de Buzamiento del talud. bs = Buzamiento del talud. aj = Dirección de Buzamiento de las juntas. bj = Buzamiento de las juntas.

98 Cuadro Nº 27 Factor de ajuste según el método de excavación (Romaña,1985)

Método Talud Precorte Voladura Voladura Voladura Natural Suave Mecanizada deficiente

F4 +15 +10 +8 0 - 8

Cuadro Nº 28 Clases de estabilidad según el SMR (Romaña, 1985)

Clase Nº V IV III II I

SMR 0 - 20 21 - 40 41 - 60 61 - 80 81 - 100

Descripción Muy Mala Mala Normal Buena Muy Buena Estabilidad Totalmente Inestable Parcialmente Estable Totalmente

Inestable Estable Estable Grandes roturas Juntas o Algunas Algunos

Fallas por planos conti- grandes juntas o mu- bloques Ninguna nuos o por masa cuñas chas cuñas Tratamiento Reexcavación Corrección Sistemático Ocasional Ninguno

8.5.5.- El factor de ajuste según el método de excavación, F4, ha sido establecido empíricamente (Cuadro Nº 27): Los taludes naturales son más estables, a causa de los procesos previos de erosión sufridos por el talud, y de los mecanismos internos de protección que muchos de ellos poseen (vegetación, desecación superficial, drenaje torrencial, etc). F4= + 15 El precorte aumenta la estabilidad de los taludes en media clase F4= + 10. Las técnicas de voladura suave (recorte), bien ejecutadas, también aumentan la estabilidad de los taludes, F4= + 8. Las voladuras normales aplicadas con métodos razonables no modifican la estabilidad, F4= 0. Las voladuras defectuosas son muy frecuentes y pueden dañar seriamente a la estabilidad F4= -8.

99 La excavación mecánica de los taludes por ripado sólo es posible cuando el macizo rocoso está muy fracturado o la roca blanda. Con frecuencia se combina con prevoladuras poco cuidadas. Las caras del talud presentan dificultades de acabado. Por ello el método ni mejora ni empeora la estabilidad F4= 0. El valor final del índice de clasificación SMR es:

SMR = RMR + (F1xF2xF3) + F4 La clasificación no tiene instrucciones específicas para las fallas en cuña. El procedimiento a seguir es obtener el índice SMR para cada una de las familias de las juntas. Se adoptará para el talud el valor menor del índice SMR obtenido para cada familia de juntas. En rocas meteorizadas y en las evolutivas la clasificación debe ser aplicada dos veces: para la situación inicial de roca sana y para la situación futura de roca meteorizada. Los índices obtenidos serán distintos. Según el valor del índice SMR se obtienen 5 clases de estabilidad, definidas simplificadamente en el Cuadro Nº 28. Los valores límites del SMR encontrados empíricamente para cada forma de falla son: Cuadro Nº 29 Cuadro Nº 30

FALLAS PLANAS FALLAS EN CUÑA

SMR > 60 Ninguna SMR > 75 Muy Pocas

60 > SMR > 40 Importantes 75 > SMR > 49 Algunas 40 > SMR > 15 Muy grandes 55 > SMR > 40 Muchas

Cuadro Nº 31 Cuadro Nº 32

FALLAS POR VUELCO FALLAS CIRCULARES

(Tipo suelo) SMR > 65 Ninguno SMR > 30 Ninguna

65 > SMR > 50 Menores 30 > SMR > 10 Posible 40 > SMR > 30 Muy grandes

Todos los taludes con valores del SMR inferiores a 20 se caen rápidamente. No se han encontrado taludes con valores del SMR inferiores a 10 lo que indica que no son físicamente factibles.

100 8.6.- GSI – INDICE DE RESISTENCIA GEOLOGICA Paul Marinos, profesor de Ingeniería Geológica de la Universidad Nacional Técnica de Atenas - Grecia, y Evert Hoek Ingeniero Consultor de Vancouver, B.C. de Canadá, desarrollaron el GSI, índice de resistencia geológica, con la finalidad de estimar la resistencia del macizo rocoso. Este escrito presenta una revisión de la estimación de propiedades de resistencia del macizo rocoso a través del uso de GSI. El sistema de clasificación GSI grandemente respeta las restricciones geológicas que ocurren en la naturaleza y están reflejadas en la información geológica. Un debate relaciona los rangos del índice de resistencia geológica (Strength Geological Index) para macizos rocosos típicos, enfatizando para macizos rocosos heterogéneos. 8.6.1.- ESTIMACION DE LAS PROPIEDADES DEL MACIZO ROCOSO.

La entrada básica consta de estimaciones o medidas de la resistencia compresiva uniaxial (dc) y una constante del material (mi), esto es relacionada con las propiedades de fricción de la roca. Idealmente, estas propiedades básicas deberían calcularse en el laboratorio, descrito por Hoek y Brown (1997) empero, en muchos casos, la información es requerida antes de que las pruebas del laboratorio hayan sido completadas. Razón para estimar estos parámetros reproducimos el cuadro Nº 33. Notándose que esta actualizada de la versión (Marinos y Hoek, 2000). El componente más importante de Hoek – Brown, para determinar la calidad del macizo rocoso es el proceso de reducir la dc del material y la constante mi, calculados en el laboratorio, valores que serán asignados en relación a los valores in-situ. Esto se calculará a través del Geological Strength Index – GSI. El GSI ha sido desarrollado, como resultado de muchos años de debates con geólogos, con quienes E. Hoek ha trabajado alrededor del mundo. La consideración ponderada ha sido dado al léxico preciso en cada caso y a los pesos relativos asignados a cada combinación de las condiciones estructurales de la superficie y, para respetar las condiciones geológicas existente en la naturaleza.

101 Cuadro Nº 33 Estimación en el campo de la resistencia Compresiva Uniaxial de la roca intacta. GRADO TERMINO dC Is Estimación de la resistencia en el Campo Ejemplos

* MPa MPa

R6 Extremadamente > 250 > 10 Solo se pueden romper esquirlas de la Basalto, Diabasa

dura muestra con el martillo de geólogo. Gneiss, Granito,

Chert.

Se necesitan muchos golpes con el mar- Anfibolita, Gneiss, Grabo.

R5 Muy dura 100 - 250 4 – 10 tillo de geólogo para romper la muestra. Granodiorita,

Basalto.

Se necesita más de un golpe con el mar- Caliza, Mármol

R4 Dura 50 - 100 2 – 4 tillo de geólogo para romper la muestra. Esquisto,

arenisca.

No se puede rayar o desconchar con una Concreto,

R3 Media 25 - 50 1 - 2 navaja, las muestras se pueden romper Esquisto,

con un golpe firme con el martillo. Siltstone.

Puede desconcharse con dificultad con Yeso, Esquisto,

R2 Débil 5.0 - 25 ** Una navaja, se pueden hacer marcas Shale.

poca profundas golpeando fuertemente

la roca con la punta del martillo.

Deleznable bajo golpes fuertes con la Roca alterada,

R1 Muy débil 1.0 - 5.0 ** Parte puntiaguda del martillo de geólogo Shale.

puede desconcharse con una navaja.

R0 Extremadamente 0.25 - 1 ** Rayado por la uña del dedo pulgar. Falla delgada

Débil rígida.

* Grado adecuado por Brown (1981). ** La prueba de carga puntual sobre rocas con una resistencia compresiva uniaxial debajo de 25 MPa. es probable que los resultados son ambiguos.

8.7.- PROPIEDADES FISICO-MECANICAS DEL MACIZO ROCOSO Para la determinación de las propiedades físico-mecánicas del macizo rocoso, se deben considerar los siguientes parámetros.

102 8.7.1.- Datos Iniciales: 8.7.1.1.- CLASIFICACIONES GEOMECANICAS: La Clasificación Geomecánica de Bieniawski – RMR (Rock Mass Rating). La Clasificación Geomecánica de Barton – “Q” (Índice de Calidad Tunelera). 8.7.1.2.- ENSAYO DE LABORATORIO: “dc” Resistencia Compresiva de la roca Intacta. 8.7.1.3.- CALCULO DE CONSTANTES: m, s ,A y B. 8.7.2.- Para determinar las constantes (m, s, A y B), es necesario calcular mediante el cuadro del anexo referido a (relaciones aproximadas entre la calidad del macizo rocoso y las constantes empíricas), aplicando la formula estadística de regresión exponencial Y = A. ?BX

2 2

( ) *( )

n xLnY x LnYn x x

Σ − Σ ΣΒ =

Σ − Σ

*( )

LnY xe

nΣ − Β Σ

Α =

Es necesario considerar que el calculo, es para cada uno de las constantes. Basado en la experiencia, práctica y teórica Hoek and Brown, desarrollan por medio de un proceso de aproximaciones la relación empírica entre los esfuerzos principales que intervienen en el fenómeno del debilitamiento de la roca. 2

1 3 3c cm sσ σ σ σ σ= + + Donde: s 1 = Esfuerzo Principal mayor en el debilitamiento. s 3 = Esfuerzo principal menor aplicado a la muestra. s c = Resistencia Compresiva de la roca inalterada. m y s son constantes que dependen de las propiedades de la roca y el

103 grado de su fracturación antes de ser sometida a los esfuerzos s 1 y s 3.

En función a este criterio de fallamiento de Hoek and Brown se determina las propiedades mecánicas del macizo rocoso: - Resistencia Compresiva del Macizo Rocoso: s cmr = s c s

- Resistencia a la Tracción del Macizo Rocoso: s tmr = s c T Siendo:

214

2m m sΤ = ⟨ − + ⟩

- Esfuerzo al Corte del macizo Rocoso:

icmr = A s c n

c

σσ

Β⟨ −Τ⟩

Siendo: s n = Esfuerzo de campo vertical máximo, donde esta ubicado la labor minera en estudio, se determina : s n = dh Donde: d = Peso especifico Aparente del terreno o roca de recubrimiento o suprayacente (Kn/m³). h = Altura de la roca suprayacente. - Modulo de Deformación “In-situ”, del Macizo Rocoso: Emr = 1.75 RMR – 85 Valida para valores de RMR superiores a 48, en GPa. - Cohesión y Angulo de Fricción del Macizo Rocoso: Los parámetros de Cohesión y Angulo de fricción del macizo Rocoso, se transcribe de la tabla de Clasificación Geomecánica de Bieniawski (Cohesión y Øi de Rock Mechanic´s Desing in Mining And Tunneling By Z.T. Bieniawski – 1984).

104 - Densidad de macizo Rocoso: Para determinar la densidad del macizo Rocoso, se aplica la siguiente formula matemática: ?mr = (RMR x 0.002 + 0.8) x Dr

Donde: ?mr = Densidad del macizo Rocoso. Dr = Densidad de la roca intacta .

Hoek and Brown (1988) sugirieron que estas constantes podrían ser estimadas a partir de la versión de 1976 de la Valoración del Macizo Rocoso (RMR) de Bieniawski, asumiendo condiciones completamente secas y orientaciones muy favorables de las discontinuidades. Mientras que este procedimiento es aceptable para macizos rocosos con valores de RMR de más de 25, este no es aplicable para macizos rocosos de mala calidad, donde el valor mínimo que se determina del RMR es de 18. A fin de superar esta limitación, se introduce un nuevo índice llamado Índice de resistencia Geológica (GSI). Los valores del GSI varia desde cerca de 10, para macizos rocosos extremadamente malas, hasta 100, para la roca intacta. Las relaciones entre m/mi, s y a y el Índice de resistencia Geológica (GSI) son como siguen: Para GSI > 25 (Macizo Rocoso no disturbado)

100/ exp

28i

GSIm m

−= ⟨ ⟩ ........................ Ec. 1

100exp

9GSI

s−

= ⟨ ⟩ ......................... Ec. 2

a = 0.5 ..............................…...... Ec. 3 Para GSI < 25 (Macizo Rocoso no disturbado) S = 0 ...…....................................... Ec. 4

0.65200GSI

a = − ............................... Ec. 5

En términos del criterio de falla de Mohr – Coulomb, se estima un conjunto

105 equivalente de parámetros de cohesión y fricción para valores Hoek and Brown dados, lo cual puede hacerse aplicando una solución por Balmer (1952), en el cual los esfuerzos normal y de corte son expresados en términos de los correspondientes esfuerzos normales como sigue:

1 33

1 3/ 1n

σ σσ σ

σ σ−

= +∂ ∂ +

.......................... Ec. 6

1 3 1 3/τ σ σ σ σ= ⟨ − ⟩ ∂ ∂ ....................... Ec. 7 Para GSI < 25 cuando a = 0.5:

1

3 1 3

12( )

cmσσσ σ σ

∂= =

∂ −............................. Ec. 8

Para GSI < 25 cuando a = 0:

1

31

3

1a

a

c

amσσ

σ σ

− ∂

= + ∂ ........................ Ec. 9

Una vez calculados un conjunto de valores ( sn, t) a partir de las ecuaciones 6 y 7, se puede calcular mediante análisis de regresión lineal, valores promedios de la Cohesión “C” y del ángulo de fricción “F ”, en la cual el mejor ajuste de la línea recta es calculado para el rango de pares ( s n, t). La resistencia compresiva uniaxial del macizo rocoso definida por una resistencia cohesiva “C” y un ángulo de fricción F esta dada:

21cm

cCosSen

σΦ

=− Φ

............................... Ec. 10

8.7.3.- USO DE LAS CLASIFICACIONES GEOMECANICAS DEL MACIZO ROCOSO PARA LA ESTIMACIÓN DEL GSI Hoek and Brown(1980), propusieron utilizar para la estimación de las constantes del material: m y s, las clasificaciones geomecánicas de Bieniawski (1974) y de Barton (1974), sin embargo, hay un problema potencial en el uso de estos sistemas de clasificación geomecánica, de tomar en cuenta doblemente algún factor. A fin de minimizar estos problemas potenciales, se ofrecen las siguientes guías para la selección de parámetros cuando se utilizan las clasificaciones geomecánicas del macizo rocoso como base para la estimación de los valores m y s del criterio de falla de Hoek and Brown.

106 8.7.4.- CLASIFICACION GEOMECANICA RMR DE BIENIAWSKI DE 1976 El articulo de Bieniawski de 1976 es la referencia básica para el presente análisis. En el cuadro Nº 9, se muestra los parámetros que se consideran para determinar la calidad del macizo rocoso. Parte del cuadro Nº 9 de Bieniawski de 1976, que define la Clasificación Geomecánica o valoración del macizo rocoso (RMR), los parámetros que se tomaran en cuenta para los cálculos estarán referidos a:

- resistencia Compresiva de la roca. - RQD (Rock Quality designation). - Espaciamiento de juntas. - Condición de juntas.

Para estimar el valor de utilizando la valoración del Macizo rocoso (RMR) de Bieniawski de 1976, se debe usar el cuadro Nº 9, con los parámetros descritos anteriormente, asumiendo que el macizo rocoso esta completamente seco y al valor de la presencia de agua subterránea se le debe asignar una valoración de 10, También se deberá asumir que la orientación de juntas corresponde a una condición favorable y el valor de ajuste por orientación de juntas será (0). La valoración final, llamada RMR76, puede luego ser utilizada para estimar el valor de GSI. Para RMR76 > 18 GSI = RMR76 ............................ Ec. 11 Para RMR76 < 18 No se puede utilizar la Clasificación Geomecánica de Bieniawski de 1976 para estimar GSI, en cambio se debería usar el valor de Q de Barton, Lien y Lunde. 8.7.5.- CLASIFICACION GEOMECANICA DE BIENIAWSKI DE 1989 La clasificación geomecánica de Bieniawski de 1989, puede ser utilizada para estimar el valor GSI de una manera similar a lo descrito para versión de 1976. en este caso, se asigna un valor de 15 a la valoración del agua subterránea y de nuevo se considera como cero (0) el ajuste por orientación de Juntas. Nótese que el valor mínimo que se puede obtener con la clasificación geomecánica de 1989 es 23 y que, en general, esta da un valor ligeramente más alto que la clasificación de 1976. la valorización final, llamada RMR89, puede ser utilizada para estimar el valor de GSI. Para RMR89 > 23

107 GSI = RMR89 – 5…….................. Ec. 12 Para RMR89 < 23 No se puede utilizar la clasificación geomecánica de Bieniawski de 1989 para estimar el valor GSI, en cambio se debería usar el valor de Q de Barton, Lien y Lunde.

Valores de la constante mi para rocas intactas por grupos de roca Los valores entre paréntesis son estimados

Tipo de Clase Grupo Textura

Roca Grueso Mediano Fino Muy fino Conglomerado Arenisca Limonita Lutita Clástica (22) 19 9 4 ..........Grauvaca.........

(18) .............Greda............ Orgánica 7 Sedimentaria ............Carbón........... (8-21) No Clástica Brecha Caliza Caliza Carbonatada (20) Esparítica Micrítica (10) 8 Química Yeso Anhidrita

16 13

No foliada Mármol Hornfels Cuarcita 9 (19) 24

Metamórfica Ligeramente foliada Magmatita Anfibolita Milonita 30 31 6

Foliada * Gneis Esquisto Filita Pizarra 33 (10) (10) 9 Granito Riolita Obsidiana 33 (16) (19) Transparente Granodiorita Dacita (30) (17) Diorita Andesita

Ignea (28) 19 Opaco Gabro Dolerita Basalto 27 (19) (17) Norita

22

Tipo extrusiva piroclástica Aglomerado Brecha Tufo (20) (18) (15) (*) Estos valores son para especimenes rocosos intactos ensayados normal a la foliación. Los valores de mi serán significativamente diferentes si la falla ocurriera a lo largo de loa planos de foliación (Hoek, 1983).

108 8.7.6.- CLASIFICACION GEOMECANICA “Q” MODIFICADA DE BARTON LIEN Y LUNDE Para estimar el valor de GSI utilizando esta clasificación geomecánica, se deben usar el RQD (Rock Quality Designation), el número del sistema de juntas (Jn), el número de la rugosidad de las Juntas (Jr) y el número de alteración de las Junta (Ja), exactamente como están definidas en los cuadros Nº 18, Nº 19, Nº 20, Nº 21, Nº 22, Nº 23, y Nº 24, de Barton (1974). Para el factor de reducción por agua en juntas (Jw) y el factor de reducción por esfuerzos (SRF), se debe utilizar un valor de 1 para ambos parámetros, lo que equivale a condiciones secas del macizo rocoso sometido a esfuerzos medios. De aquí para sustituir a partir de la ecuación Nº 1, el Índice de calidad Tunelera modificada (Q´) es calculada a partir de:

´ r

n a

JRQDQ x

J J= ............................. Ec. 13

Este Valor de Q´ puede ser utilizado para estimar el valor GSI a partir de: GSI = 9 LogeQ´ + 44.................... . Ec. 14 Estimación de las constantes m/mi, s, a, Modulo de Deformación “E” y la relación de Poisson “ν ” para el criterio de falla generalizado de Hoek and Brown, basado en la estructura del macizo rocoso y en la condición de las superficies de discontinuidades. Es necesario observar que los valores del cuadro corresponden a un macizo rocoso no disturbado. (*) Criterio Generalizado de Hoek and Brown: ' ' '

1 3 3 3( ( / ) )ac cm sσ σ σ σ σ= + + Donde: d’1 = Esfuerzo efectivo principal máximo de falla. d’3 = Esfuerzo efectivo principal mínimo de falla. dc = Resistencia Compresiva uniaxial de las piezas de la roca intacta. m, s, y a, son las constantes de la composición, estructura y condiciones superficiales del macizo rocoso.

CAPITULO IX 9.- ASPECTOS DE LA MINERIA PERUANA En este capitulo se presenta cuadros de las Propiedades físico-mecánicas de rocas y minerales, de minas subterráneas y superficiales representativas de nuestra minería peruana, considerando en algunos casos obras civiles de importancia, con la finalidad de correlacionar estas propiedades, para determinar rangos de resistencia y de calidad de roca existente en nuestro pais. 9.1.- MODELO GEOMECANICO Se realizo el acopio de información de campo, consistente en la aplicación del sistema de información geomecánica, mediante el levantamiento litológico-estructural, en labores mineras subterráneas existentes, ensayos in-situ de resistencia, acopio de muestras rocosas; estas informaciones de campo, fueron complementados con trabajos de investigación de laboratorio y gabinete, como los ensayos para la determinación de las propiedades físicas y mecánicas de las rocas involucradas con el área de evaluación; considerando los estándares del ISRM, en un total de 5 ensayos por muestra y la revisión de la información geológica estructural. Para determinar la calidad del macizo rocoso mediante las clasificaciones geomecánicas. Es necesario remarcar que en algunos casos se presentan promedios de estas propiedades físico-mecánicas y solamente resultados de los ensayos de laboratorio. 9.2.- MINA RAURA La Mina Raura se encuentra ubicada en el Departamento de Huanuco, Provincia de Lauricocha y Distrito de san miguel de cauri y es accesible a través de la carretera Lima-Huacho-Oyon-Raura y/o Lima-Rio Seco-Oyon–Raura de 303 Km., siendo su altitud, variable desde 4300 a 4800 m.s.n.m. Cuadro Nº 34 Propiedades Fisicas

TIPO DE P.E.a. Densidad P.a. Absorción

ROCA KN/m³ gr/cm³ % %

Skarn 32.67 3.33 3.99 1.22

Mármol 26.98 2.75 0.96 0.36

Skarn (*) 32.32 3.29 3.41 1.05 Caliza 26.68 2.72 0.47 0.17

Mineral (**) 29.86 3.02 3.12 1.02

110 (*) Skarn Granatitico (**) Mineral (Zn, Pb, Pirita) Cuadro Nº 35 Propiedades Mecánicas

TIPO DE dc Constantes Elasticas Corte Directo

ROCA Kg/cm² "E" Kg/cm² "?" "C" Kg/cm² "F i" º

Skarn 508.31 1.43 x 105 0.15 .... .... Mármol 492.10 0.91 x 105 0.18 .... ....

Skarn (*) 651.87 1.40 x 105 0.35 0.27 30.7

Caliza 522.70 0.89 x 105 0.22 .... ....

Mineral (**) 360.17 .... .... .... .... (*) Skarn Granatitico (**) Mineral (Zn, Pb, Pirita) 9.3.- MINA QUIRUVILCA La Mina Quiruvilca, políticamente pertenece al Distrito de Quiruvilca, Provincia de Santiago de Chuco, Departamento de La Libertad. Geológicamente se encuentra en el Cuadrángulo de Santiago de Chuco y la parte Sur de cuadrángulo de Cajabamba. Su altitud varia entre los 3500 a 4050 m.s.n.m., su clima es de templado a frio cuyas variaciones de temperatura van en promedio de 3º a 13ºC., el acceso a la mina se realiza por medio de una carretera afirmada desde Trujillo -Shorey-Quiruvilca de 131 Km. Cuadro Nº 36 Propiedades Físicas

TIPO DE MUESTRA Densidad P.a. Absorción P.E.a. ROCA gr/cm³ % % KN/m³

M - 1 2.67 2.00 0.80 25.98

M - 2 2.61 5.40 2.10 25.53

Andesita M - 3 2.65 7.80 3.00 25.76 M - 4 2.69 7.00 2.60 26.30

M - 5 2.65 2.70 1.00 26.00

Mineral M - 6 2.52 1.00 1.00 24.73

111 Cuadro Nº 37 Propiedades Mecánicas

TIPO DE MUESTRA dc dt Compresión Triaxial Constantes Elasticas

ROCA Kg/cm² Kg/cm² "So" Kg/cm² "Fi" º "E" Kg/cm² "?"

M - 1 876.56 81.63 153 46.5 1.65 x 105 0.24

M - 2 1318.52 130.55 246 49.8 2.03 x 105 ....

Andesita M - 3 883.75 38.71 .... .... .... ....

M - 4 398.05 123.37 80 42 1.22 x 105 ....

M - 5 1336.02 .... 229 48.1 1.56 x 105 0.16

Mineral M - 6 340.09 .... .... .... .... .... 9.4.- MINA RAUL La Mina Raúl políticamente pertenece al Distrito de Mala, Provincia de Lima, Departamento de Lima, Geológicamente se encuentra en el Cuadrángulo de Mala. En los cuadrángulos Norte 1527 y Este 15288. Su altitud varia entre los 250 a 540 m.s.n.m., su clima es de cálido a templado cuyas variaciones de temperatura van en promedio de 15º a 22ºC., el acceso a la mina se realiza por medio de la Panamericana Sur. Desde la Ciudad de Lima, capital del Perú. Cuadro Nº 38 Propiedades Físicas

TIPO DE P.E.a. Densidad P.a. ROCA KN/m³ gr/cm³ %

Andesita 28.55 2.91 0.87 Andesita 28.04 2.85 0.61

Cuadro Nº 39 Propiedades Mecánicas

TIPO DE dc dt Compresión Triaxial Corte

Directo

ROCA Kg/cm² Kg/cm² "So" Kg/cm² "Fi" º "Fi" º

Andesita 1704.7 163.86 306.75 48 31 - 34 Andesita 2033.1 177.22 336.65 51 31 - 33

112 9.5.- MINA ISCAYCRUZ La Mina Iscaycruz se ubica en el Distrito de Pachangara, Provincia de Oyòn, Departamento de Lima, a una altitud de 4700 msnm. Inició sus operaciones en 1996, con la explotación subterránea de la mina Limpe centro. Actualmente tiene dos minas más en explotación: las minas Chupa (Subterránea) y Tinyag (Cielo Abierto) Cuadro Nº 40 Propiedades Físicas Cuadro Nº 41 Propiedades Mecánicas

TIPO DE Constantes Elásticas dt R

ROCA "E" Kg/cm² "?" Kg/cm² (Rebote)

Caliza 2.13 x 105 0.25 61.79 .... Arenisca 2.85 x 105 0.19 15.90 .... Cuarcita 2.59 x 105 0.24 84.50 ....

Pirita 1.44 x 105 0.28 30.71 ....

Mineral Zn 3.12 x 105 0.22 52.55 17.56

9.6.- MINA PIERINA La Mina Pierina, esta ubicado en el Distrito de Jangas, Provincia de Huaraz, departamento de Ancash, las coordenadas que indican su ubicación dentro de la zona de derechos superficiales son las siguientes: N 8948700 - 8956500 E 211300 - 218000 El acceso a la mina es por la carretera hacia el Callejón de Huaylash hasta el distrito de Jangas, aproximadamente a 36 kms. de Huaraz.

TIPO DE P.E.a. P.a. Absorcion

ROCA KN/m³ % %

Caliza 25.00 4.62 1.81 Arenisca 25.38 0.93 0.36 Cuarcita 25.91 2.04 0.78

Pirita 42.77 3.24 0.74

Mineral-Zn 36.30 4.45 1.21

113

Cuadro Nº 42 Propiedades Físicas Fuente: Laboratorio de mecánica de rocas – UNI Cuadro Nº 43 Propiedades mecánicas

Fuente: Laboratorio de Mecánica de rocas - UNI

9.7.- MINA SAN NICOLAS La Mina San Nicolás esta ubicado en la Provincia de Hualgayoc, Departamento de Cajamarca. Cuadro Nº 44 Propiedades Físicas

TIPO DE Densidad P.E.a. P.a. Absorción

ROCA gr/cm³ KN/m³ % %

Cuarzo 2.27 22.31 5.21 2.29 Alunita Vuggy Silica 1.95 19.16 5.96 2.91

Argilica 1.92 18.87 24.84 12.60 Steam Head 2.14 21.02 11.70 5.31

TIPO DE dc dt Constantes Elásticas Corte Directo

ROCA Kg/cm² Kg/cm² “E” Kg/cm² “?” “C” Kg/cm² “Fi” º

Cuarzo 1138.30 95.10 2.021 x 105 0.25 1.00 31.94

Alunita Vuggy Silica 738.70 87.10 1.206 x 105 0.28 0.7 28.98

Argilica 686.10 13.70 0.319 x 105 0.32 0.3 28.90 Steam

Head 250.60 23.20 0.702 x 105 0.28 1.1 30.29

TIPO DE Densidad P.E.a. P.a. Absorción ROCA gr/cm³ KN/m³ % %

Caliza 2.67 26.21 1.58 0.59

Mineral 3.21 31.56 4.71 1.46

114

Cuadro Nº 45

Propiedades Mecánicas

TIPO DE

Constantes Elásticas dc

ROCA “E” Kg/cm² “?” Kg/cm²

Caliza 1.04 x 105 0.28 619.25 Mineral 2.13 x 105 0.26 1409.87

9.8.- CEMENTOS NORTE PACASMAYO Mina a cielo abierto, ubicado en el Departamento de la Libertad, Provincia de Pacasmayo, distrito de tembladera. Cuadro Nº 46 Propiedades Fisicas Cuadro Nº 47 Propiedades Mecánicas 9.9.- TUNEL KOVIRE Obra civil ubicado en el Departamento de Tacna. Cuadro Nº 48 Propiedades Físicas

TIPO DE Densidad P.E.a. P.a. Absorción ROCA gr/cm³ KN/m³ % %

Caliza 2.65 26.01 0.99 0.37

TIPO DE Is

Constantes Elásticas dt

ROCA Kg/cm² “E” Kg/cm² “?” Kg/cm²

Caliza 78.66 1.31 x 105 0.16 68.48

TIPO DE P.E.a. P.a. Absorción ROCA KN/m³ % %

Granodiorita 24.11 6.96 2.83

115 Cuadro Nº 49 Propiedades Mecánicas

TIPO DE Is dc dt

Constantes Elásticas Corte Directo

ROCA Kg/cm² Kg/cm² Kg/cm² "E" Kg/cm² "?" "C" Kg/cm² "Fi" º

Granodiorita 79.40 885.89 84.53 0.76 x 105 0.27 0.80 35.10

9.10.- TUNEL DE CARHUAQUERO Obra civil ubicado en el Departamento de Cajamarca. Cuadro Nº 50 Propiedades Físicas Cuadro Nº 51 Propiedades Mecánicas 9.11.- OLEODUCTO NOR PERUANO Muestras procedentes, del tramo del Km 548, del Oleoducto Nor Peruano, que recorre los en los Departamentos de Piura, Cajamarca y Amazonas, Cuadro Nº 52 Propiedades Mecánicas

TIPO DE P.E.a. P.a. Absorción

ROCA KN/m³ % %

Granodiorita 20.34 5.24 1.89

TIPO DE dc Constantes Elásticas dt

ROCA Kg/cm² "E" Kg/cm² "?" Kg/cm²

Granodiorita 563.74 0.65 x 105 0.13 56.4

TIPO DE dc

Corte Directo

ROCA Kg/cm² “C” Kg/cm² “Fi” º

Caliza 579.69 0.60 32.20 Lutita 169.10 0.12 21.95

116 9.12.- IRRIGACIÓN DE LUNAHUANA Este proyecto es un canal de irrigación ubicado en Lunahuana, en la Provincia de Chincha , Departamento de Ica. Cuadro Nº 53 Propiedades Mecánicas

TIPO DE dc Corte Directo

ROCA Kg/cm² “Fr” º

Andesita 2759.81 32

Granito 2548.43 26 9.13.- PROYECTO CHAVIMOCHIC El proyecto de Irrigación de Chavimochic comprende tres etapas: Primera Etapa : comprende desde la captación (bocatoma) Valle del Chao hasta el valle de Virú. Segunda Etapa: comprende desde el Valle de Virú hasta el Valle de Moche. Tercera Etapa : desde el Valle de Moche hasta el valle de Chicama. Las obras de la primera etapa contractualmente se han dividido a su vez en dos tramos o paquetes, El paquete “A” y el paquete “B”.

Cuadro Nº 54 Propiedades Fisicas

TIPO DE P.E.a. Densidad P.a. Absorción ROCA KN/m³ gr/cm³ % %

Granodiorita 26.00 2.65 0.72 0.27


TIPO DE dc

Constantes Elast. Corte Directo dt Is

ROCA Kg/cm² "E" Kg/cm² "?" "C" Kg/cm² "F i" º Kg/cm² Kg/cm² Granodiorita 812.20 0.75x105 0.15 2.00 47 84.30 89.20

117

9.14.- MINA COLQUIJIRCA El Yacimiento Minero de Colquijirca se encuentra ubicado en el pueblo del mismo nombre, Distrito de Tinyahuarco, provincia y departamento de Pasco, a una elevación de 4,200 a 4,400 msnm. En línea recta esta a 8 Km. Al sur de la Ciudad de Cerro de Pasco y a 175 Km. A NE de la Ciudad de Lima. Cuadro Nº 56 Propiedades Mecánicas 9.15.- MINA CASAPALCA La Mina Casapalca, se encuentra en el Distrito de Chicla, provincia de Huarochiri, Departamento de Lima, localizada en la zona central, flanco occidental de la Cordillera de los Andes, a una altitud de 4200 msnm. Y a una distancia de 122 Km. de la Ciudad de Lima, sobre la carretera Central del Perú. Cuadro Nº 57 Propiedades Fisicas

Muestra Tipo de Roca Is Kg/cm

M - 1 Caliza fuertemente silicificada 86.00 con hematita, pirita y galena.

M - 2 Caliza margosa color verde 3.86

con venillas de calcita. M - 3 Dolomita, venillas de cuarzo. 44.43

M - 4 Marga calcárea grisáceo. 2.99 M - 5 Caliza moderadamente 17.54

limonitizada con calcita.

M - 6 Caliza con calcita, fracturada. 4.92 M - 7 Caliza gris con chert. 60.54

M - 8 Marga arcillosa grisáceo. 3.08

TIPO DE P.E:a. Densidad P.a. Absorción ROCA KN/m³ gr/cm³ % %

Dacita Porfiritica 26.36 2.69 3.94 1.47 Brecha 26.57 2.70 1.15 0.42

Conglomerado 26.31 2.68 1.23 0.46

118


TIPO DE dc

Constantes Elásticas Corte Directo dt

ROCA Kg/cm² "E" Kg/cm² "?" "C" Kg/cm² "F i" º Kg/cm²

Dacita Porfiritica 118.89 1.412x105 0.23 2.11 55 8.46

Brecha 135.65 1.380x105 0.26 1.97 56 10.12

Conglomerado 191.74 2.113x105 0.29 2.94 57 8.95 9.16.- MINA SAN VICENTE La Mina San Vicente, cuya razón social es San Ignacio de Morococha, se encuentra ubicado en el Valle de Chanchamayo, Provincia de la Merced, Distrito de Vitoc, Departamento de Junín. Accesible desde la Ciudad de Lima por la vía que une con la Ciudad de Tarma. Cuadro Nº 59 Propiedades Físicas

TIPO DE P.E:a. Densidad P.a. Absorción

ROCA KN/m³ gr/cm³ % %

Dolomita 25.90 2.64 0.60 0.22


TIPO DE dc

ROCA Kg/cm²

Dolomita 618.84

9.17.- MINA HUANZALA La Mina Huanzala, se encuentra ubicada en el Distrito de Huallanca, Provincia de Dos de Mayo, Departamento de Huanuco, su comunicación con la red vial nacional es de la siguiente forma: Lima - Pativilca............................................ 203 Km. (asfaltado). Pativilca – Desvío Conococha.................... 140 Km. (asfaltado). Desvío Conococha – Mina Huanzala.......... 65 Km. (asfaltado).

119

Cuadro Nº 61 Propiedades Físicas Cuadro Nº 62 Propiedades Mecánicas

TIPO DE dc

ROCA Kg/cm²

Caliza Negra 1654.84 Mineral 2135.98

9.18.- HIDROELECTRICA MACHUPICHU Hidroeléctrica ubicada en la Provincia de Quillabamba, Departamento del Cuzco. Cuadro Nº 63 Propiedades Mecánicas

TIPO DE dc ROCA Kg/cm²

Granito 1116.02

Filita 469.15

9.19.- PRESA LAGUNILLAS La Presa Lagunillas, se encuentra ubicado en el Departamento de Puno, el Proyecto Especial REHATI – INAF, estuvo a cargo del Ministerio de Agricultura. Cuadro Nº 64 Propiedades Mecánicas

TIPO DE dc


ROCA Kg/cm² "E" Kg/cm² "?" "C" Kg/cm² "Fi" º

Andesita 614.31 2.17x105 0.21 1.096 32.36

TIPO DE P.E.a. Densidad P.a. Absorción ROCA KN/m³ gr/cm³ % %

Caliza Negra 26.20 2.67 4.72 1.76

Mineral 40.22 4.10 2.45 0.60

120

9.20.- MINA SAN MIGUEL La Mina San Miguel se encuentra ubicado, en la Provincia de Cerro de Pasco, en el Departamento de Pasco. Caracterizada por ser pequeña minería. Cuadro Nº 65 Propiedades Mecánicas

TIPO DE dt Constantes Elásticas Corte Directo

ROCA Kg/cm² "E" Kg/cm² "?" "C" Kg/cm² "Fi" º

Caliza 109.95 2.81x105 0.15 0.80 31.50 9.21.- MINA JUANITA La Mina Juanita, de la ex razón social Perubar S.A., hoy perteneciente al centro tecnológico Minero – CETEMIN, se encuentra ubicado en la zona de Corcona, del Distrito de Santa cruz de Cocachacra, Provincia de Huarochiri, departamento de Lima, a una elevación promedio de 1250 msnm., a la altura del Km. 49 de la carretera central. Cuadro Nº 66 Propiedades Físicas Cuadro Nº 67 Propiedades Mecánicas

TIPO DE dc

Constantes Elásticas Corte Directo dt

ROCA Kg/cm² "E" Kg/cm² "?" "C" Kg/cm² "F i" º Kg/cm² Andesitas 1320.6 4.60x105 0.35 2.20 54 140.5

Mineral Masivo 404.1 1.66x105 0.48 0.9 49 60.3 Mineral Diseminado 719.0 2.21x105 0.40 .... .... 103.4

Doleritas y Porfidos 1778.3 6.53x105 0.35 2.23 57 115.2

TIPO DE P.E:a. Densidad P.a. Absorción ROCA KN/m³ gr/cm3 % %

Andesitas 26.48 2.73 0.49 0.18

Mineral masivo 39.54 4.03 0.58 0.15 Mineral Diseminado 29.61 2.92 0.72 0.25

Doleritas y Porfidos 26.93 2.74 0.52 0.18

121 9.22.- MINA CERRO DE PASCO El Yacimiento de Cerro de Pasco, perteneciente a la Compañía Minera Volcan S.A., esta situado en la Provincia de Cerro de Pasco y Departamento de Pasco, en los Distritos de Simón Bolívar, Chaupimarca y Yanacancha, con una altitud Promedio de 4340 msnm. La mina esta ubicada sobre el flanco Occidental de la Cordillera central del Perú, en la zona 18 con Coordenadas UTM: E 3623530 N 8818845 El acceso de Lima a Cerro de Pasco es a través de la Carretera Central que se conecta con la Oroya. Existiendo también una ruta conexa a través de Canta aproximadamente de 410 Km., hasta Cerro de Pasco. Cuadro Nº 68 Propiedades Físicas Cuadro Nº 69 Propiedades mecánicas En el Cuadro Nº 70 y Cuadro Nº 71, se presenta las propiedades Físico-Mecánicas del Macizo rocoso de las Minas de Raura y de la Mina el Gigante de la División Norte de la Compañía Minera Marsa, considerando cada uno de los datos iniciales de campo y gabinete: - Ubicación de la muestra rocosa y/o mineral. - Tipo de roca y/o mineral. - Indice de Calidad Tunelera “Q”. - El RMR de Bieniawski. - La Resistencia Compresiva de la roca intacta. - Las constantes m, s, A y B. Para luego con estos parámetros cuantificar las Propiedades Fisico-Mecánicas del Macizo Rocoso.

TIPO DE P.E.a. Densidad P.a. Absorción ROCA KN/m³ gr/cm² % %

Aglomerado 24.57 2.50 5.47 2.18

Volcánico

Caliza 26.13 2.66 2.39 0.90

TIPO DE dc

ROCA Kg/cm² Aglomerado 599.75

Volcánico

Caliza 1611.44

CONCLUSIONES 1.- La ejecución de los ensayos se realizó sobre probetas extraídas

de muestras rocosas, en algunos casos de minerales; considerando los estándares del ISRM (Society International For Rock Mechanic´s).

2.- En el cuadro adjunto se presenta resultados promedios de las Propiedades

Físicas de las Rocas más representativas de las Minas del Perú; como también de Obras Civiles de mayor relevancia, tomando en cuenta la ubicación geográfica de estas minas y obras civiles, estos resultados promedios son consecuencia de una serie de ensayos por muestra, no se ha considerado resultado de menor de 5 ensayos por muestra de roca, para un mejor análisis y representatividad; En el caso especifico de las muestras de Mineral de la Minas Raura, Quiruvilca, Iscaycruz, San Nicolás, Huanzala, Juanita, varia en función a sus componentes del masivo, siendo sus rangos:

Muestra Densidad P.E.a. P.a. Absorción

gr/cm³ KN/m³ % % Mineral 2.52 – 4.10 24.73 - 40.22 0.58 - 4.71 0.15 - 1.46

PROPIEDADES FÍSICAS DE LAS ROCAS

TIPO DE Densidad P.E.a. P.a. Absorción

ROCA gr/cm³ KN/m³ % % Aglomerado Volcánico 2.66 26.13 2.39 0.90

Andesita 2.75 26.83 1.85 0.97 Arenisca 2.59 25.38 0.93 0.36

Argilica 1.92 18.87 24.84 12.60

Brecha 2.70 26.57 1.15 0.42

Caliza 2.66 26.07 2.46 0.93

Conglomerado 2.68 26.31 1.23 0.46

Cuarcita 2.64 25.91 2.04 0.78

Cuarzo Alunita 2.27 22.31 5.21 2.29

Dacita 2.69 26.36 3.94 1.47

Doleritas y Porfidos 2.74 26.93 0.52 0.18

Dolomita 2.64 25.90 0.60 0.22

Granodiorita 2.39 23.48 4.31 1.66

Mármol 2.75 26.98 0.96 0.36

Pirita 4.35 42.77 4.45 1.25 Skarn 3.31 32.50 3.70 1.14

Steam head 2.14 21.02 11.70 5.31

Vuggi Silica 1.95 19.16 5.96 2.91

3.- En el cuadro adjunto se presenta resultados promedios de las Propiedades Mecánicas de las Rocas más representativas de las Minas del Perú; como también de Obras Civiles de mayor relevancia, tomando en cuenta la ubicación geográfica de estas minas y obras civiles, estos resultados promedios son consecuencia de una serie de ensayos por muestra, no se ha considerado resultado de menor de 5 ensayos por muestra de roca, para un mejor análisis y representatividad; En el caso especifico de las muestras de Mineral de la Minas Raura, Quiruvilca, Iscaycruz, San Nicolás, Huanzala, y Juanita, varia en función a sus componentes del masivo, siendo sus rangos de:

PROPIEDADES MECANICAS DE LAS ROCAS

TIPO DE dc dt Is


ROCA Kg/cm² Kg/cm² Kg/cm² "E" Kg/cm² "?" "C" Kg/cm² "Fi" º Aglomerado Volcánico 599.75 ...... ,,,,,, ,,,,,, ,,,,,, ,,,,,, ,,,,,,

Andesita 1505.24 134.87 ...... 2.797 x 105 0.25 1.65 37.88

Arenisca ...... 15.90 ...... 2.850 x 105 0.19 ...... ......

Argilica 686.10 13.70 ...... 0.319 x 105 0.32 0.30 28.90

Brecha 135.65 10.12 ...... 1.380 x 105 0.26 1.97 56

Caliza 1102.06 ...... 75.97 1.636 x 105 0.21 0.80 31.50

Conglomerado 191.74 8.95 ...... 2.113 x 105 0.29 2.94 57

Cuarcita ...... 84.50 ...... 2.590 x 105 0.24 ...... ......

Cuarzo Alunita 1138.30 95.10 ...... 2.021 x 105 0.25 1.00 31.94

Dacita Pofiritica 118.89 8.46 ...... 1.412 x 105 0.23 2.11 55

Doleritas y Porfidos 1778.30 115.20 ...... 6.530 x 105 0.35 2.23 57

Dolomita 618.84 ...... 44.43 ...... ...... ...... ......

Filita 469.15 ...... ...... ...... ...... ...... ......

Granito 1832.23 ...... ...... ...... ...... ...... 26

Granodiorita 753.94 75.08 84.30 0.720 x 105 0.18 1.40 41.05

Marga Arcillosa ...... ...... 3.04 ...... ...... ...... ......

Mármol 492.10 ...... ...... 0.910 x 105 0.18 ...... ......

Pirita ...... 30.71 ...... 1.440 x 105 0.28 ...... ......

Skarn 580.09 ...... ...... 1.420 x 105 0.25 0.27 30.70

Steam head 250.60 23.20 0.702 x 105 0.28 1.1 30.29

Vuggi Silica 738.70 87.10 ...... 1.206 x 105 0.28 0.7 28.98

Muestra dc dt Constantes Elásticas Corte Directo

Kg/cm² Kg/cm² "E" Kg/cm² "?" "C" Kg/cm² "Fi" º Mineral 340.09 - 2135.98 52.55 - 60.3 1.66 -3.12x105 0.22 - 0.48 0.9 49

4.- En el cuadro adjunto se presenta la Clasificación de la resistencia de la Roca Inalterada de Acuerdo a Deere and Miller (Fuente: E. Hoek / E.T. Brown.), esta clasificación se calcula en función a la Resistencia Compresiva de la Roca, En el caso especifico de las muestras de Mineral de las Minas: Raura, Quiruvilca, Iscaycruz, San Nicolás, Huanzala y Juanita, varia en función a sus componentes del masivo, siendo sus rangos que va desde la Resistencia Baja hasta Resistencia Alta.

CLASIFICACIÓN DE LAS ROCAS DE ACUERDO A DEERE AND MILLER

TIPO DE dc DESCRIPCION

ROCA Kg/cm²

Andesita 1505.24 Resistencia Alta

Caliza 1102.06 Resistencia Alta

Cuarzo Alunita 1138.30 Resistencia Alta

Doleritas y Porfidos 1778.30 Resistencia Alta

Granito 1832.23 Resistencia Alta

Aglomerado Volcánico 599.75 Resistencia Media

Argilica 686.10 Resistencia Media

Dolomita 618.84 Resistencia Media

Granodiorita 753.94 Resistencia Media

Skarn 580.09 Resistencia Media

Vuggi Silica 738.70 Resistencia Media

Filita 469.15 Resistencia Baja

Mármol 492.10 Resistencia Baja

Steam head 250.60 Resistencia Baja Brecha 135.65 Resistencia Muy Baja

Conglomerado 191.74 Resistencia Muy Baja

Dacita Pofiritica 118.89 Resistencia Muy baja

5.- En el cuadro adjunto se presenta la clasificación de las rocas

de acuerdo a su Modulo Relativo , la cual se determina en función al Modulo tangencial al 50% de la Resistencia Compresiva de la roca, (Fuente: E. Hoek/ E.T. Brown.), siguiendo los criterios de Deere and Miller. En el caso especifico de las muestras de Mineral de las Minas Raura, Quiruvilca, Iscaycruz, San Nicolás, Huanzala y Juanita, varia en función a sus componentes del masivo, siendo sus rangos que va desde:

Muestra Clase Descripción

Mineral M - H Modulo Relativo Medio - Elevado

MODULO RELATIVO DE LAS ROCAS

6.- En el cuadro adjunto se presenta la clasificación de las rocas

de acuerdo a su Modulo de Deformación, la cual se determina en función al modulo tangencial inicial Ei, (Fuente: Farmer), calculado mediante la expresión matemática siguiente:

Ei = 350 x dc (Kg/cm²)

En el caso especifico de las muestras de Mineral de las Minas Raura, Quiruvilca, Iscaycruz, San Nicolás, Huanzala y Juanita, varia en función a sus componentes del masivo, siendo sus rangos que va desde:

TIPO DE DESCRIPCION CLASE

ROCA

Andesita Modulo Relativo Alto H Caliza Modulo Relativo Alto H

Cuarzo Alunita Modulo Relativo Alto H

Doleritas y Porfidos Modulo Relativo Alto H

Granito Modulo Relativo Alto H

Aglomerado Volcánico Modulo Relativo Medio M

Argilica Modulo Relativo Medio M

Dolomita Modulo Relativo Medio M

Granodiorita Modulo Relativo Medio M

Skarn Modulo Relativo Medio M

Vuggi Silica Modulo Relativo Medio M

Filita Modulo Relativo Medio M

Mármol Modulo Relativo Medio M

Steam head Modulo Relativo Bajo L

Brecha Modulo Relativo Bajo L

Conglomerado Modulo Relativo Bajo L

Dacita Pofiritica Modulo Relativo Bajo L

Muestra Descripción Clase

Mineral No Elástica - Cuasi Elástica NE - QE

MODULO DE DEFORMACIÓN

TIPO DE ROCA DESCRIPCION CLASE

Doleritas y Porfidos Cuasi Elástica QE

Granito Cuasi Elástica QE

Andesita Semi Elástica SE

Aglomerado Volcánico No Elástica NE

Argilica No Elástica NE

Brecha No Elástica NE

Caliza No Elástica NE

Conglomerado No Elástica NE

Cuarzo Alunita No Elástica NE

Dacita Pofiritica No Elástica NE

Dolomita No Elástica NE

Filita No Elástica NE

Granodiorita No Elástica NE Mármol No Elástica NE

Skarn No Elástica NE Steam head No Elástica NE

Vuggi Silica No Elástica NE 7.- En función a los parámetros del Modulo de Deformación y/o Elasticidad y

la Relación de Poisson de la roca, se puede calcular: los parámetros de la Constante de Lamé “ λ ”, el Modulo de Rigidez “G” y el Modulo de Bulk - Incompresibilidad o Expansión “K”, para ser aplicado dichos Parámetros en el diseño de proyectos de ingeniería con la aplicación de la Mecánica de Rocas.

8.- En función a los parámetros de la Resistencia Compresiva y la

Resistencia a la Tracción Indirecta de la roca se puede calcular el Indice de Volabilidad de la roca, con la finalidad de analizar la calidad de la fragmentación de la roca después de la voladura, teniendo en consideración su ratio.

9.- Las propiedades Físico-Mecánicas de las rocas y de algunos minerales

determinados en el Laboratorio de Mecánica de rocas se ejecutaron en condiciones normales tanto de humedad y temperatura, para el presente trabajo técnico; conllevando un mejor análisis; no se han tomado en cuenta muestras rocosas y minerales, en condiciones húmedas y secas.

10.- Es necesario para un mejor entendimiento del comportamiento de las

rocas, en función a su Resistencia y Calidad, coadyuvado por la determinación de sus Propiedades Físico-Mecánicas, considerando

además el tipo de roca, tamaño de grano, textura, estructura, condición de fractura, relleno de fracturas, rugosidad de las discontinuidades, la Meteorización e intemperismo, en general, con la finalidad de tener datos reales de campo, realizar investigaciones integrales sobre este evento, considerando los estandares del ISRM, para su posterior aplicación en el diseños de labores mineras subterráneas y superficiales, asi como tambien en obras civiles.

11.- La Calidad del Macizo Rocoso, se determina mediante la aplicación de las

Clasificaciones Geomecánicas: como la Clasificación de Bieniawski “RMR” (Rock Mass Rating) cuyo objetivo, en función a la calidad del macizo rocoso, es determinar aproximadamente cuanto tiempo puede una excavación subterránea autosoportarse; la Corrección realizada por Laubscher and Taylor a la Clasificación de Bieniawski nos diagnóstica, el tipo de sostenimiento que requiere una excavación subterránea en función al recalculo de los datos originales, la Clasificación de Barton ”Q”(Indice de Calidad Tunelera) en función a los seis parámetros (RQD, Jn, Jr, Ja, Jw , SRF) y a la Dimensión Equivalente “De”, nos determina el tipo de Sostenimiento a ser utilizado, la Clasificación “SMR” (Slope Mass Rating), es un método de determinación de los factores de ajuste adecuados para aplicar la clasificación RMR de Bieniawski a los taludes, El GSI (Strength Geological Index). de Paul Marinos, y Evert Hoek en este escrito presenta una revisión de la estimación de propiedades de resistencia del macizo rocoso a través de su aplicación.

12.- Las Propiedades Físico-Mecánicas del macizo rocoso, se determina

mediante las Clasificaciones Geomecánicas de Bieniawski “RMR” y de Barton “Q”, Resistencia Compresiva “dc” de la roca Intacta y el calculo de las constantes m, s, A y B, coadyuvado por las relaciones aproximadas entre la calidad del macizo rocoso y las constantes empíricas, y en función al criterio de fallamiento de Hoek and Brown; en el presente trabajo en el Cuadro Nº 70 y Cuadro Nº 71, se presenta las propiedades físico- mecánicas del macizo rocoso de las minas de Raura y de la mina el Gigante de la División Norte de la Compañía Minera Marsa, donde se puede notar que los parámetros cuantificados de resistencia del macizo rocoso, pueden ser aplicados desde el punto de la Mecánica de rocas, para el análisis de estabilidad global, que constituye la parte final de la modelización de la operación minera.

13.- En relación al comportamiento de la Labor Minera, se debe tener en

cuenta el Sistema de Control Instrumental (monitoreo) de los componentes estructurales rocosos, hoy en día han llegado a constituirse en una parte integrante de las operaciones mineras, para la detección de signos de inestabilidad potencial y el control de los problemas de inestabilidad, antes, durante y después de la construcción de dicha labor minera, con la finalidad de garantizar la

seguridad, verificación de la validez de los modelos conceptuales; propiedades del macizo rocoso. usados en los cálculos para el diseño; y, para el control de la implementación del tratamiento para remediar y/o mitigar el ecosistema impactado.

14.- El Dr. E. Schmidt, ideó el ensayo respectivo de rebote, empleando

el Martillo Schmidt de dureza, un proceso no destructivo de la roca, que puede estimar la Resistencia Compresiva, considerando los estándares del ISRM; durante la voladura se producen vibraciones a través del macizo rocoso, estas vibraciones son detectadas mediante el registro de las ondas: longitudinal, vertical y transversal, el registro de estas ondas nos permite predecir el efecto que producirán al efectuarse la voladura, según Langerford la Velocidad de Onda debe ser V< 2”/seg., para que no afecte la operación minera, estas ondas pueden ser medidas por el sismógrafo y/o blaster, la instalación de Piezómetros nos permiten analizar las formaciones geológicas, zonas de fallas y zonas productoras de agua (Nivel Freático), así como también nos permite medir la columna de agua, los piezómetros construidos hasta la fecha y previstos a futuro, puede considerarse como instalaciones “profundas” ( es decir, mayores de 50 metros). se ha utilizado la circulación invertida, la perforación de roto - percusión para pozo de sondeo; el Sistema de Control Instrumental subterráneo, actualmente el método más adecuado y útil para el control de las deformaciones son las mediciones de “Convergencia”, las cuales consisten en medir los cambios del contorno de la excavación a través de mediciones periódicas de las distancias de un punto de referencia respecto a otros y viceversa, para este tipo d mediciones se utiliza el Extensometro de Cinta, el Extensometro de varillas mecánico de 6 posiciones, la Barra Telescópica Extensometrica e Inclinómetro.

15.- Los trabajos relacionados a los objetivos y alcances planteados han sido cumplidos en su totalidad según el cronograma pre-establecido, las interpretaciones y evaluaciones de los resultados de los ensayos ejecutados sobre muestras rocosas y minerales; son provenientes de las minas y obras civiles representativas de nuestro país; esperando además que el presente trabajo técnico sea el inicio de muchas investigaciones referidas a la Determinación de las Propiedades Físico-Mecánicas de las Rocas y Monitoreo de la Masa Rocosa de minas y obras civiles; para ser aplicado en el diseño de construcción de labores mineras Subterráneas y Superficiales; y, obras civiles de gran envergadura, mediante la Ciencia de la Mecánica de Rocas, así como también relevando lo más importante se dio el primer paso.

RECOMENDACIONES 1.- Es recomendable que al realizarse la recolección de muestras rocosas

y de mineral; en el campo, de las operaciones mineras y/o de la construcción de la obra Civil, se tomen en el cuenta las consideraciones técnicas, como ubicación de la muestra, estado de la muestra (seca-saturada), si fuera posible la posición de acuerdo a los estratos (Rumbo y Buzamiento).

2.- En la preparación de probetas rocosas y/o minerales para ser ensayadas

se debe considerar: - Todas las probetas deben conservar el paralelismo, en caso contrario se

debe refrentar las bases. - Las probetas a ser preparadas para los ensayos de determinación de

Propiedades Físicas, solo es necesario tener en cuenta su peso de acuerdo al estándar del ISRM, porque el volumen se puede calcular por el principio de Arquímedes.

- Es necesario refrentar las bases de la Probeta para el caso de los ensayos de compresión simple y/o uniaxial; y, para el ensayo de compresión triaxial, razón que cuando se aplica la carga-fuerza (Kg-f) esta sea uniformente repartida en la superficie u área de la base de la probeta, y que los resultados del ensayo sean representativos.

- Al momento de preparar las muestras rocosas y mineral es necesario tener muy en cuenta la dirección de las discontinuidades, para que cuando se ejecuten los ensayos, se describa en las observaciones.

- Es recomendable tener en cuenta la planificación de los ensayos a ejecutarse en función a la cantidad de muestras rocosas y minerales, para preparar las probetas necesarias a ensayarse, considerando además la relación de esbeltez para cada ensayo.

- Es recomendable en lo posible realizar los cortes de las probetas en relación a la esbeltez, para evitar las correcciones aplicadas para el calculo del parámetro a cuantificarse.

3.- En la ejecución de los ensayos sobre las probetas rocosas y/o minerales

se debe considerar:

- Es recomendable antes de iniciar el ensayo tomar las medidas del diámetro y largo de la probeta, sus características como: tamaño de grano, discontinuidad si hubiera, y otras peculiaridades relevantes de la probeta.

- Es recomendable tener presente la relación de esbeltez de la probeta, antes de iniciarse el ensayo, para que los resultados sean representativos.

4.- Es recomendable cuando se realiza la determinación de las propiedades

físicas, al determinarse el peso seco y saturado controlar el tiempo de sequedad en la mufla y la saturación en el agua destilada para que los resultados obtenidos sean más realistas.

5.- Es recomendable seguir los procedimientos para cada ensayo, con la

finalidad de obtener un ensayo representativo, considerando la utilización correcta del equipo y/o máquina de ensayo.

6.- Es recomendable realizar como mínimo cinco ensayos de acuerdo a los

estándares del ISRM, para obtener mayor cantidad de datos y realizar correlaciones y realizar un diagnostico preciso.

7.- Es recomendable, hoy en día que la información es más accesible; es

necesario al momento de ejecutarse los ensayos sobre las probetas de rocas y/ minerales , conocer la razón social que solicita el servicio de ensayos, la procedencia de la muestra, su ubicación, tipo de roca y otros aspectos relevantes para que se pueda realizar las correlaciones respectivas y realizar mejores análisis, e incrementar los estándares de las propiedades Físico-Mecánicas de las rocas en nuestro país, del presente trabajo técnico.

8.- Es recomendable en lo relacionado al monitoreo subterráneo, basado en la

medición de las deformaciones (desplazamientos) de los diferentes componentes estructurales de la mina, principalmente en las labores de desarrollo y preparación como: pilares, cruceros y rampas, establecer el método más adecuado y útil para el control de las deformaciones, así como también las mediciones de convergencia controlando los cambios del contorno de la excavación en el tiempo por efectos del proceso de concentración o relajación de los esfuerzos inducidos por el minado.

9.- Es recomendable en lo relacionado al monitoreo superficial. basado en las

mediciones de subsidencia, de los componentes estructurales de la mina, principalmente en las labores de desarrollo, preparación y explotación, como: rampas, bancos, establecer el método más adecuado y útil para el control de la deformaciones, mediante la aplicación de sistemas de control computarizados, considerando la ubicación precisa de los sensores y transmisores de los equipos de control.

10.- Es recomendable, para diseñar un sistema de Control instrumental, en una

operación minera y/u obra civil, considerar los equipos más adecuados para dicho control, la instalación precisa de cada uno de los elementos que constituyen los equipos de control, para que los resultados pueden ser representativos, y en función a su evaluación mitigar y/o prevenir cualquier ocurrencia en la operación minera.

REFERENCIAS BIBLIOGRAFICAS

1.- Ramírez Oyanguren P.,. de la Cuadra Irizar l., Lían Huerta R., Grigalbo Obeso E. “MECANICA DE ROCAS APLICADA A LA MINERIA METALICA SUBTERRÁNEA”, Madrid, España, 1984. 2.- I.S.R.M. “SUGGESTED METHOD FOR THE CUANTITATIVE DESCRIPTION OF DISCONTINUITES IN ROCK MASSES”. J, Rock Mech. Min, Scie. Geomech, Abstr, Vol. 15, U.S.A., 1984 3.- Hoek E. And Brown, ET. “EXCAVACIONES SUBTERRÁNEAS EN ROCA” México, traducido de la primera edición. 1980. 4.- Obert L., And Duvall W. “ROCKS MECHANICS AND DESIGN OF STRUCTURES IN ROCK” John Wiley And Sons Ing., New York, London Sydney, 1967. 5.- Gamero Sanpedro, Fernando. “LA MECANICA DE ROCAS EN LA MINERIA”., IBERGESA, España, 1977. 6.- Brady, B.H.G, Brown, E.T “ROCK MECHANICS FOR UNDERGROUND MINING”, London, England, 1983. 7.- Farmer, Ian William. “ENGINEERING PROPERTIES OF ROCKS”, E. F.N. Spon Limited Great Britain, 1968. 8.- Stagg – Zienkiewicz, “ MECANICA DE ROCAS EN LA INGENIERIA PRACTICA”, Editorial – Blume, España, 1970. 9.- David Córdova Rojas, “CURSO MECANICA DE ROCAS”, Universidad Nacional de Ingeniería - UNI, Lima , Perú – 2001. 10.- Instituto Tecnológico Geominero de España“MANUAL DE PERFORACION Y VOLADURA DE ROCAS”, Ríos Rosas, 23, 28003, Madrid. 11.- George H. Davis, “STRUCTURAL GEOLOGY OF ROCKS AND REGIONS” The University of Arizona, Canada, 1984. 12.- INFORMES TÉCNICOS DE MINAS PERUANAS: * SOSTENIMIENTO MINA SAN VICENTE * PRUEBAS DE ARRANQUE DE PERNOS MINA MILPO * ESTALLIDO DE ROCAS MINA CASAPALCA * MECANICA DE ROCAS MINA QUIRUVILCA * CONTROL DE SUBSIDENCIA PERUBAR S.A.

* EVALUACIÓN DE SOSTENIMIENTO MINA HUANZALA * AVANCE EN LA EXPLOTACIÓN MINA JUANITA * MODELO GEOMECÁNICO ANTAMINA S.A. * PROPIEDADES MECANICAS MINA PIERINA

* CONTROL DE LA ESTABILIDAD MINA JUANITA I, II * INSTALACION DE PIEZOMETROS – MINERA BARRICK MISQUICHILCA

13.- MANUALES DE OPERACIÓN

* MAQUINA CORTADORA DE DISCO DIAMANTINO * MAQUINA DE CORTE DIRECTO * SONDA SACATESTIGOS * MAQUINA DE COMPRESIÓN DE ROCAS * MAQUINA DE CARGA PUNTUAL

* MAQUINA DE ARRANQUE DE PERNOS * EXTENSOMETRO DE CINTA * BARRA TELESCOPICA EXTENSOMETRICA * INCLINÓMETRO

* ESTACION TOTAL

14- REVISTAS ESPECIALIZADAS

* TECNITERRAE * ROCAS Y MINERALES

* TUNELLING

ANEXOS

CLASIFICACIÓN DE ROCA INALTERADA DE DEERE AND MILLER Fuente: E. Hoek / E.T. Brow MODULO RELATIVO DE LAS ROCAS

Clase Descripción Modulo RelativoH Modulo Relativo Elevado > 500 M Modulo relativo medio 200 - 500 L Modulo relativo Bajo < 200

Fuente : E. Hoek / E.T. Brown.

CUADRO DE ALTERACIONES FRECUENTES

Número Mineral Alteración Producto Denominación 1 Cuarzo No se altera

2 ortosa Hidrotermal y Caolín Caolinización Meteorización Sericita Sericilización 3 Plagioclasa Hidrotermal y Caolín Caolinización Sódica Meteorización Sericita Sericilización 4 Plagioclasa Hidrotermal y Epidota Cálcica Meteorización Calcita 5 Biotita Hidrotermal y Clorita Meteorización Hematita - Magnetita Oxidos 6 Muscovita Hidrotermal y Sericita Sericilización

Meteorización 7 Hornblenda Hidrotermal y Actinolita - Clorita Meteorización Epidota - Calcita

8 Piroxenos Hidrotermal y Hiperstena (Orto px) Anfibolita - Tremolita

Meteorización 9 Anfiboles Hidrotermal y Tremolita - Actinolita Uralita

Meteorización Hornblenda Fuente: Ingº Luis Maldonado Zorrilla, Compañía Minera Ares S.A.C., "Agentes Inestibilizadores de rocas que afectan la explotación de yacimientos mineros"- XXVI Convención Minera- 2003.

DESCRIPCION Resistencia Compresiva "dC"

Kg/cm² MPa

Resistencia muy baja 10 - 250 1 - 25

Resistencia Baja 250 - 500 25 - 50

Resistencia Media 500 - 1000 50 - 100

Resistencia Alta 1000 - 2000 100 - 200

Resistencia muy Alta > 2000 >200

MODULOS DE DEFORMACION DE LAS ROCAS

Clase Descripción "E" (Kg/cm²) QE Cuasi - Elástica 6 - 11 x 105 SE Semi - Elástica 4 - 6 x 105 NE No - Elástica < 4 x 105

Fuente : Farmer. CONSTANTE DE LAME: La constante de lamé se calcula mediante la formula matemática:

(1 )(1 2 )

xνλ ν νΕ

+ −=

MODULO DE RIGIDEZ : El Modulo de rigidez se calcula mediante la formula matemática:

2(1 )

G νΕ+

=

MODULO DE BULK – INCOMPRESIBILIDAD O EXPASION El Modulo de Bulk o incompresibilidad o de expansión se calcula mediante la formula matemática:

3(1 2 )ν

Ε−

Κ =

INDICE DE VOLABILIDAD (HINO 1959) El indice de volabilidad se calcula mediante la formula matemática:

c

vt

I σσ=

CLASIFICACION DE LOS TIPOS DE ROCAS

GRUPO GENERICO SEDIMENTARIAS METAMORFICAS IGNEAS

Estructura Estratificada Foliada Masiva Diaclasada

Detrítica Cristalina o vítrea (criptocristalina)

Tamaño de Granos de Cuarzo, 50% de granos 50% de granos Rocas Cuarzo, Feldes- Depende dela Minerales ligeramente coloreados cuarzo

grano Textura Feldespato y minerales finos son de finos son de Organoquimicas patos micas mi- roca matriz Feldespato mica y minerales feldespáticos

(mm). arcillosos. carbonatos. rocas ígneas. nerales oscuros Acida Intermedia Básica

Granular

muy

RODITICAS Caliza Cenizas Pegmatita

60 gruesa Los granos fragmentos de roca Volcánicas Granular Granos redondos Conglomerado Calcarudita Brecha Granito Diorita Gabro 6 gruesa Granos angulosos Brecha Volcánica ARENOSAS Arenisca los granos son fragmentos de minerales. Rocas salinas: Gneiss: Cuarcita Granular Arenisca Cuarcilitica 95% Halita, Anhidrita Bandas alternas Mármol, media de Cuarzo poros vacíos. Calcarenita Yeso, Caliza, de minerales Granulitas, Microgranito Microdiorita Dolerita Arcosa 75% de Cuarzo hasta Dolomia, Turba, granulares corneanas,

23% feldespato poros vacíos. Lignito y Hulla. o laminares. Anfibolita.

Grauvaca 73% de Cuarzo ma Tobas

0.06 triz detrítica fina poros vacíos. Volcánicas

ARCILLOSAS O LUTITICAS

Granular

Fina Fangolita

0.002 Pizarra Fangolita fisible.

Limonita 50% de partículas de Calcarutita Riolita Andesita Basalto Granular grano fino. muy fina Argilita 50% de partículas de muy fino.

Vítrea Pedernal Cristales Volcánicos: Obsidiana,

Resinita, Taquilita. Fuente: DEARMAN 1974 ISRM 1981

CUADRO PARA EL DISEÑO DE REFORZAMIENTO MEDIANTE EL “Q” DE BARTON

Pautas para la excavación y sostenimiento de un túnel rocoso de 10 m. de ancho de acuerdo con el sistema RMR (Según Bieniawski, 1989).

Clase de Pernos de RocaMacizo Excavacion ( 20 mm. De diametro, completamente Shotcrete CimbrasRocoso inyectados).

Roca Muy Buena I Frente Completo. Generalmente no se requiere ningun tipo de sostenimiento excepto pernos ocasionales.

RMR: 81 - 100 3 m. de avance.Roca Buena Frente Completo. Localmente, pernos de 3m. En la corona 50 mm. En la corona,

II 1 - 1.5 de avance. espaciados a 2.5 m. Con malla de donde sea requerido. NingunoRMR: 61 - 80 Sostenimiento completo a 20 m.de frente. alambre ocasionalmente.

Socavón en el Tope y Banqueo. Pernos sistematicos de 4m. de longitud 50 - 100 mm. en la Roca Regular 1.5 - 3 m. de avance en el socavón espaciados 1.5-2.0 m. en la corona y en corona y 30 mm. en

III Iniciar el sostenimiento despues de cada las paredes, con malla de alambre en la las paredes. NingunoRMR: 41 - 60 Voladura, completar el sostenimiento a corona.

10 m. del frente .Roca Mala Socavón en el Tope y Banqueo. Pernos sistematicos de 4 - 5 m. de 100 - 150 mm. en la Arcos ligeros a medianos

IV 1.0 - 1.5 m. de avance en el socavón. longitud espaciados 1-1.5m en la corona corona y 100 mm. en espaciados a 1.5 m. RMR: 21 - 40 Instalar el sostenimiento con el avance de y en las paredes, con malla de alambre. las paredes. donde sean requeridos.

la excavación, 10 m. del frente de avance. Galerias Multiples Pernos sistematicos de 5 - 6 m. de 150 - 200 mm. en la Arcos medianos a pesados

Roca Regular 0.5 - 1.0 de avance en el socavón de Tope longitud espaciados 1 - 1.5 m. en la corona, 150 mm. en espaciados a 0.75m. ConV Instalar el sostenimiento con el avance de corona y en las paredes. Pernos en el las paredes y 50 mm. encostillado de acero y

RMR: 20 la excavación. Shotcrete tan pronto se piso. en el frente. marchavantesde ser nece- haya producido la voladura. sario la sección (invertida)

RELACIONES APROXIMADAS ENTRE LA CALIDAD DEL MACIZO ROCOSO Y LAS CONSTANTES EMPIRICAS Rocas carbonatadas Rocas Sedimentarias y Meta Rocas Sedimentarias Rocas Igneas Cristalinas Rocas Cristalinas Igneas

Calidad del macizo Caliza morficas de origen arcilloso de grano grueso: de grano fino: Andesita, y Metamorficas de grano Rocoso. Dolomita y grano fino: Lodolita, lutita Arenisca Dolerita, Diabasa, Riolita grueso: Anfibolita Gabro

Marmol Pizarra y esquisto. Cuarcita y Mineral. Granito, Norita y Skarn. Roca Intacta m = 7.0 m = 10.0 m = 15.0 m = 17.0 m = 25.0 Ensayos en laboratorio s = 1.0 s = 1.0 s = 1.0 s = 1.0 s = 1.0 Libre de Juntas. A = 0.816 A = 0.918 A = 1.044 A = 1.086 A = 1.220 RMR : 100 B = 0.658 B = 0.677 B = 0.692 B = 0.696 B = 0.705 Q : 500 T = - 0.140 T = - 0.099 T = - 0.067 T = - 0.059 T = - 0.040 Muy Buena calidad m = 3.5 m = 5.0 m = 7.5 m = 8.5 m = 12.5 Roca sin disturbar ligada s = 0.1 s = 0.1 s = 0.1 s = 0.1 s = 0.1 en el tiempo. A = 0.651 A = 0.739 A = 0.848 A = 0.883 A = 0.998 RMR : 85 B = 0.679 B = 0.692 B = 0.702 B = 0.705 B = 0.712 Q : 100 T = - 0.028 T = - 0.020 T = - 0.013 T = - 0.012 T = - 0.008 Buena Calidad m = 0.7 m = 1.0 m = 1.5 m = 1.7 m = 2.5 Roca por el tiempo ligera- s = 0.004 s = 0.004 s = 0.004 s = 0.004 s = 0.004 mente disturbada. A = 0.369 A = 0.427 A = 0.501 A = 0.525 A = 0.603 RMR : 65 B = 0.669 B = 0.683 B = 0.695 B = 0.698 B = 0.707 Q : 10 T = - 0.006 T = - 0.004 T = - 0.003 T = - 0.002 T = - 0.002 Regular Calidad m = 0.14 m = 0.20 m = 0.30 m = 0.34 m = 0.50 Diversos grupos de juntas s = 0.0001 s = 0.0001 s = 0.0001 s = 0.0001 s = 0.0001 espaciados moderados. A = 0.198 A = 0.234 A = 0.280 A = 0.295 A = 0.346 RMR : 44 B = 0.662 B = 0.675 B = 0.688 B = 0.691 B = 0.700 Q : 1.0 T = - 0.0007 T = - 0.0005 T = - 0.0003 T = - 0.0003 T = - 0.0002 Pobre calidad m = 0.04 m = 0.05 m = 0.08 m = 0.09 m = 0.13 Imtemperizada, diaclasa- s = 0.00001 s = 0.00001 s = 0.00001 s = 0.00001 s = 0.00001 miento fuerte. A = 0.115 A = 0.129 A = 0.162 A = 0.172 A = 0.203 RMR : 23 B = 0.646 B = 0.655 B = 0.672 B = 0.676 B = 0.686 Q : 0.1 T = - 0.0002 T = - 0.0002 T = - 0.0001 T = - 0.0001 T = - 0.0001 Muy pobre calidad m = 0.007 m = 0.010 m = 0.015 m = 0.017 m = 0.025 Muy imtemperizada, dia- s = 0 s = 0 s = 0 s = 0 s = 0 clasamiento muy fuerte. A = 0.042 A = 0.050 A = 0.061 A = 0.065 A = 0.078 RMR : 3 B = 0.534 B = 0.539 B = 0.546 B = 0.548 B = 0.556 Q : 0.01 T = 0 T = 0 T = 0 T = 0 T = 0

y Metamorficas de grano Anfibolita Gabro

RESUMEN DE CUADROS PARA ANÁLISIS

Cuadro Nº 72

PROPIEDADES FÍSICAS DE LA CALIZA

Cuadro Nº 73

PROPIEDADES MECÁNICAS DE LA CALIZA

Cuadro Nº 74

PROPIEDADES FÍSICAS DE LA ANDESITA

MINA Densidad P.E.a. P.a. Absorción gr/cm³ KN/m³ % %

Raura 2.72 26.88 0.47 0.17

Iscaycruz 2.59 25.00 4.62 1.81 San Nicolás 2.67 26.21 1.58 0.59 Cementos 2.65 26.01 0.99 0.37

Norte Pacasmayo Huanzala 2.67 26.20 4.72 1.76 Cerro de Pasco 2.66 26.13 2.39 0.90

Is dc

Constantes Elasticas Corte Directo dt

Kg/cm² Kg/cm² "E" Kg/cm² "?" "C" Kg/cm² "Fi" º Kg/cm²

Raura ...... 522.70 0.89 x 105 0.22 ...... ...... ......

Iscaycruz ...... ...... 2.13 x 105 0.25 ...... ...... 61.79

San Nicolas ...... 619.25 1.04 x 105 0.28 ...... ...... ......

Cemento Norte 78.66 ...... 1.31 x 105 0.16 ...... ...... 68.48

Pacasmayo ....... ...... ...... ...... ...... ...... ......

Colquijirca 73.27 ...... ...... ...... ...... ...... ......

Huanzala ....... 1654.84 ...... ...... ...... ...... ......

San Miguel ...... ...... 2.81x105 0.15 0.80 31.50 109.95

Cerro de Pasco ....... 1611.44 ...... ...... ...... ...... ......

MINA Densidad P.E.a. P.a. Absorción gr/cm³ KN/m³ % %

Quiruvilca 2.65 25.72 4.32 1.75

Raúl 2.88 28.30 0.74 ...... Juanita 2.73 26.48 0.49 0.18

Cuadro Nº 75

PROPIEDADES MECANICAS DE LA ANDESITA

Cuadro Nº 76

PROPIEDADES FÍSICAS DE LA GRANODIORITA

Cuadro Nº 77

PROPIEDADES MECANICAS DE LA GRANODIORITA

OBRA Is dc dt Constantes Elásticas Corte Directo

CIVIL Kg/cm² Kg/cm² Kg/cm² "E" Kg/cm² "?" "C" Kg/cm² "Fi" º

Túnel Kovire 79.40 885.89 84.53 0.76 x 105 0.27 0.80 35.10 Túnel Carhuaquero ...... 563.74 56.40 0.65 x 105 0.13 ...... ...... Chavimochic 89.20 812.20 84.30 0.75 x 105 0.15 2.00 47

Mina dc dt Compresión Triaxial

Constantes Elásticas

Corte Directo

Obra Civil Kg/cm² Kg/cm² "So" Kg/cm² "Fi" º "E" Kg/cm² "?" "F i" º "C" Kg/cm²

Juanita 962.58 93.57 177 46.6 1.62x105 0.20 ...... ......

Raúl 1868.90 170.54 321.7 49.5 ...... ...... 31 - 34 ...... Lunahuana 2759.81 ...... ...... ...... ...... ...... 32 ......

Lagunillas 614.31 ...... ...... ...... 2.17x105 0.21 32.36 1.096

Juanita 1320.60 140.50 ...... ...... 4.60x105 0.35 54 2.200

OBRA CIVIL Densidad P.E.a. P.a. Absorción

gr/cm³ KN/m³ % % Túnel Kovire 2.46 24.11 6.96 2.83 Túnel Carhuaquero 2.07 20.34 5.24 1.89 Chavimochic 2.65 26.00 0.72 0.27

Condición de la Superficie *Criterio generalizado Muy Buena Buena Regular Mala Muy mala de Hoek and Brown Muy rugosa, Rugosa, superficies Lisa, superficies modera- Espejo de falla, superficies muy intempe- Espejo de falla, superficies

superficie no ligeramente intempe- damente intemperizadas rizadas con cobertura compacta o relleno muy intemperizadas con

Estructura intemperizada. rizadas y manchadas. o alteradas. que contiene fragmentos rocosos angulares. relleno de arcilla suave.

Bloqueada muy bien entrela m/mi = 0.60 m/mi = 0.40 m/mi = 0.26 m/mi = 0.16 m/mi = 0.08 zado, no disturbada, bloques s = 0.190 s = 0.062 s = 0.015 s = 0.003 s = 0.004 cúbicos formados por tres a = 0.5 a = 0.5 a = 0.5 a = 0.5 a = 0.5 sistemas de discontinuidades Em = 75000 Em = 40000 Em = 20000 Em = 9000 Em = 3000 ortogonales. ν = 0.2 ν = 0.2 ν = 0.25 ν = 0.25 ν = 0.25

GSI = 85 GSI = 75 GSI = 62 GSI = 48 GSI = 34 Muy Bloqueado entrelazado m/mi = 0.40 m/mi = 0.29 m/mi = 0.16 m/mi = 0.1 m/mi = 0.07 Macizo rocoso parcialmente s = 0.062 s = 0.021 s = 0.003 s = 0.001 s = 0 disturbada con bloques angu a = 0.5 a = 0.5 a = 0.5 a = 0.5 a = 0.53 lares de varias caras forma- Em = 40000 Em = 24000 Em = 9000 Em = 5000 Em = 2500 dos por cuatro o más siste- ν = 0.2 ν = 0.25 ν = 0.25 ν = 0.25 ν = 0.3 más de discontinuidades. GSI = 75 GSI = 65 GSI = 48 GSI = 38 GSI = 25

Bloqueada/Seamy plegada y m/mi = 0.24 m/mi = 0.17 m/mi = 0.12 m/mi = 0.08 m/mi = 0.06 fallada con intersección de s = 0.012 s = 0.004 s = 0.001 s = 0 s = 0 muchas discontinuidades, a = 0.5 a = 0.5 a = 0.5 a = 0.5 a = 0.55 formando bloques angulares. Em = 18000 Em = 10000 Em = 6000 Em = 3000 Em = 2000 ν = 0.25 ν = 0.25 ν = 0.25 ν = 0.3 ν = 0.3 GSI = 60 GSI = 50 GSI = 40 GSI = 30 GSI = 20

Triturada pobremente m/mi = 0.17 m/mi = 0.12 m/mi = 0.08 m/mi = 0.06 m/mi = 0.04 entrelazada, macizo rocoso s = 0.004 s = 0.001 s = 0 s = 0 s = 0 severamente fracturado con a = 0.5 a = 0.5 a = 0.5 a = 0.55 a = 0.60 bloques angulares y redon- Em = 10000 Em = 6000 Em = 3000 Em = 2000 Em = 1000 deados. ν = 0.25 ν = 0.25 ν = 0.3 ν = 0.3 ν = 0.3 GSI = 50 GSI = 40 GSI = 30 GSI = 20 GSI = 10

Cuadro Nº 71 PARÁMETROS FISICO-MECANICOS DEL MACIZO ROCOSO DE LA MINA EL GIGANTE-DIVISION NORTE

Donde: dc Resistencia Compresiva Uniaxial de la roca intacta. dcmr Resistencia Compresiva del macizo rocoso. tcmr Esfuerzo ce corte del macizo rocoso. dtmr Esfuerzo a la tracción del macizo rocoso. Emr Modulo de Elasticidad del macizo rocoso. C Cohesión del macizo rocoso. F i Angulo de fricción. Densidad del macizo rocoso: ?mr = (RMR x 0.002 + 0.8 ) x Dr Donde: ?mr Densidad del macizo rocoso. Dr Densidad de la roca intacta.

COMPAÑÍA MINERA MARSA

DIVISION NIVEL ROCA Q RMR dc CONSTA NTES dcmr dtmr tcmr Emr C F i ? NORTE MINERAL MPa. m S X 10-³ A B Kpa Kpa MPa GPa Kpa º gr/cm³

Nivel - 5 3900 Microdiorita 0.096 27 85.00 0.0925 0.005 0.203 0.686 190.07 4.59 2.43 .….. 100-200 15-25 2.360

Mineral 0.988 44 115.00 0.3114 0.088 0.328 0.700 1078.80 32.47 5.39 ...... 200-300 25-35 2.826 La Española 3815 Microdiorita 0.145 30 85.00 0.1145 0.088 0.203 0.688 797.37 64.89 3.17 ...... 100-200 15-25 2.377

Mineral 2.249 50 115.00 0.4780 0.240 0.346 0.712 1781.57 57.68 7.26 2.50 200-300 25-35 2.864

La 3715 Microdiorita 0.378 37 85.00 0.1889 0.028 0.198 0.694 449.78 12.59 3.79 …... 100-200 15-25 2.416

Españolita Mineral 2.580 51 115.00 0.5134 0.284 0.365 0.728 1938.01 63.55 9.29 4.25 200-300 25-35 2.870

Cuadro Nº 70 PARAMETROS FISICO MECANICOS DEL MACIZO ROCOSO DE LA MINA RAURA

MUESTRA NIVEL TIPO DE Q RMR dC CONST ANTES dcmr dtmr ?mr Emr “C” Fi ? ROCA MPa. m S X 10-3 A B Kpa Kpa MPa Gpa Kpa º gr/cm

15 590 Caliza 5.8 58.4 44.0 0.428030 1.1890 0.30204 0.667380 1517.0 121.44 3.12 17.20 150-200 35 - 40 2.49

3 700 Skarn 6.4 58.9 49.0 1.589860 1.2940 0.510648 0.704628 1762.6 39.86 2.96 18.08 150-200 35 - 40 3.01

1 700 Skarn 6.6 59.5 57.8 1.666520 1.4320 0.518627 0.704803 2187.3 49.64 6.10 19.13 150-200 35 - 40 3.02

6 690 Mármol 3.9 54.1 50.5 0.305413 0.5760 0.266590 0.665607 1212.2 94.69 2.00 9.68 150-200 35 - 40 2.49

5 690 Mármol 3.8 53.5 48.3 0.291360 0.5208 0.261987 0.665360 1102.2 85.81 1.97 8.63 150-200 35 - 40 2.49

10 630 Mineral 9.1 59.4 35.3 1.124376 1.4077 0.447512 0.696180 1324.4 44.15 4.60 18.95 150-200 35 - 40 2.77

10 630 Mármol 7.6 60.6 45.9 0.508707 1.7233 0.321966 0.668280 1905.4 154.45 3.15 21.05 150-200 35 - 40 2.53

14 590 Mármol 5.3 56.5 46.2 0.368724 0.8635 0.285800 0.666592 1357.6 215.00 3.18 13.88 150-200 35 - 40 2.51

Donde:

dC Resistencia Compresiva Uniaxial de la roca Intacta.

dcmr Resistencia Compresiva del macizo rocoso.

dtmr Esfuerzo a la tracción del macizo rocoso.

Tmr esfuerzo de corte del macizo rocoso.

Emr Modulo de elasticidad del macizo rocoso.

c Cohesión

F i Angulo de fricción.

Densidad del Macizo Rocoso:

?mr = (RMR x 0.002 + 0.8) x Dr

Donde: ?mr Densidad del macizo rocoso.

Dr Densidad de la roca

CAPACIDAD DE ANCLAJE DE LOS PERNOS DE ROCA

Por: Ingº Luis Torres Yupanqui*

En el Planeamiento de minado, para la explotación racional de un yacimiento o depósito minero, subterráneo o superficial, están consideradas como operaciones y/o fases mineras unitarias: La perforación, voladura, limpieza, sostenimiento, carguio, entre otras, cada una de estas operaciones mineras unitarias en este caso el Sostenimiento; cuyo objetivo es el restablecimiento del equilibrio del macizo rocoso, mediante el refuerzo, soporte , revestimiento, relleno, grouting, con la finalidad de garantizar la estabilidad de la labor minera; está basado en criterios de teorización e investigaciones de campo, que consideran parámetros como: La Clasificación Geomecánica del Macizo Rocoso, diseño del sistema y/o elemento de sostenimiento; para una mayor producción y productividad, con seguridad para el personal, equipos , maquinarias e infraestructura de la operación minera. El Sostenimiento de labores mineras subterráneas y superficiales mediante el refuerzo considera la aplicación de los pernos de roca (Rock Bolt), que son clasificados de acuerdo a su tipo de anclaje: Anclaje Puntual: Pernos mariposa Anclaje Repartido Químico: Perno cementado Perno con resina Mecánico: Split Set Swelllex. Anclaje Combinado : Pernos Kiruna

Para la aplicación de los pernos de roca en el diseño del sostenimiento; como elemento de refuerzo, de una labor minera subterránea y superficial, uno de los aspectos ha considerarse, es su capacidad de anclaje. La capacidad de anclaje de un perno de roca; de anclaje puntual, repartido y combinado, se determina mediante el ensayo de tracción (Pull Test), empleando la maquina de arranque de pernos (Rock Bolt Tester).

MAQUINA DE ARRANQUE DE PERNOS

La máquina de arranque de pernos permite determinar la capacidad de carga o de anclaje de los pernos de roca (anclaje puntual, repartido y combinado), instalado en un determinado macizo rocoso, mediante el ensayo del “Pull Test”, esta capacidad de anclaje de un perno de roca, es determinado considerando aspectos importantes como: Longitud del perno. Diámetro del taladro. * Ingº Especialista en Instrumentación de campo – Mecánica de Rocas.

Tiempo de instalación. Calidad del macizo rocoso. Además permite controlar su comportamiento del perno de roca, como sistema de sostenimiento de labores mineras subterráneas y superficiales. durante y después de su instalación. La máquina de arranque de pernos, como se aprecia en la Foto Nº 1, consta de tres partes: UNIDAD DE PRESIÓN Esta unidad de presión esta constituida por las siguientes componentes: - Gata central.

- Bomba Hidráulica. - Manguera de transmisión de presión.

UNIDAD DE LECTURA DE MEDICIONES Esta unidad de lectura de mediciones esta constituida por las siguientes componentes:

- Reloj de lectura de presión. - Calibrador. - Soporte Universal.

ACCESORIOS - Cabeza de jalado.

- Tornillo de jalado. - Tuercas. - Perno de ojillo. - Espaciadores. - Arandelas. - Sujetador de punto cero. - Manija (manipulador de ajuste). - Puente de cabeza. - Abrazadera grande. - Guía Metálica de perforación. - Llaves hexagonales.

Foto Nº 1

CAPACIDAD DE ANCLAJE DE PERNOS DE ROCA EN MINAS PERUANAS

Las capacidades de Anclaje de los pernos son el promedio de una tanda de ensayos considerando, por ejemplo: * En el caso de un Split Set en función a la longitud del perno (3, 5 y 7 pies) se puede demostrar que varia su capacidad de anclaje, a su diámetro de taladro, a menor diámetro de taladro mayor adherencia, a su tiempo de instalación, a mayor tiempo de instalación menor deformación y calidad del macizo rocoso. * En el caso de un perno de Fierro Corrugado (perno cementado), su capacidad de anclaje, estará determinado en función al tipo de relleno del taladro; con lechada de cemento, mortero; diámetro del fierro corrugado, tiempo de instalación y calidad del macizo rocoso. * En el caso de un perno de Fierro Corrugado (perno con resina), su capacidad de anclaje, estará determinado en función al número de cartuchos de resina introducidos en el taladro, diámetro del fierro corrugado, tiempo de instalación y calidad del macizo rocoso. * En el caso de un Perno Mariposa, su capacidad de anclaje, estará determinado por la longitud y diámetro de la varilla insertada a la mariposa, el número de aletas y dientes de la mariposa y la calidad del macizo rocoso. * Es necesario considerar la importancia de la Placa de Apoyo, al momento de su instalación; debe estar en contacto con la superficie de la roca, puesto que existe diversas formas de placas,

Compañía Ubicación Características del perno Capacidad de anclaje Material Longitud Diámetro Cia Minera Milpo Piq. Picasso Fe/cemento 7 pies 3/4" - 1 " 1.4 Ton/pie lineal ancl. Rep. Fe con resina 7 pies 3/4" - 1 " 1.0 Ton/pie lineal ancl. Rep. Tajeo Split set 7 pies 40.5 mm. 0.8 Ton/pie lineal ancl. Rep. Cia Minera San San Vicente Split Set 7 pies 40.5 mm. 0.84 Ton/pie lineal ancl.Rep.

Ignacio de Nv. 1870 Split Set 5 pies 40.5 mm. 0.93 Ton/pie lineal ancl.Rep. Morococha Split Set 3 pies 40.5 mm. 1.08 Ton/pie lineal ancl.Rep.

Fe/cemento 7 pies 1" 2.00 Ton/pie lineal ancl.Rep.

Corp. Minera Nor Quiruvilca Mariposa 6 pies 3/4" 2.0 Ton de anclaje puntual.

Perú S.A. PERUBAR S.A. Juanita Split Set 7 pies 40.0 mm. 0.90 Ton/pie lineal ancl.Rep. Fe con resina 2.8 m. 1" 0.90 Ton/pie lineal ancl.Rep. Fe con resina 3.5 m. 1" 0.96 Ton/pie lineal ancl.Rep. Centromin Peru San Cristobal Split Set 7 pies 40.5 mm. 0.8 Ton/pie lineal ancl. Rep.

Casapalca Split Set 5 pies 40.5 mm. 0.79 Ton/pie lineal ancl.Rep.

Cia Minera Huanzala Fe/cemento 7 pies 3/4" 1.40 Ton/pie lineal ancl.Rep. Santa Luisa

* Es necesario tener en cuenta al momento de determinar la capacidad de anclaje la composición del material y propiedades del perno, la posición de la tuerca hexagonal, de la arandela en caso se utilice y la soldadura del collarín en el caso especifico del Split Set. En la Foto Nº 2 se aprecia el ensayo de arranque de pernos en la mina Huanzala de la Compañía Minera Santa Luisa, ensayo ejecutado sobre un perno cementado en el Nivel APN, Nivel principal de extracción.

Foto Nº 2

CONCLUSIONES * Actualmente varias Compañías y/o Empresas Mineras nacionales vienen utilizando pernos de roca, como elemento de refuerzo, en el sostenimiento de labores mineras subterráneas y superficiales; en diferentes tipos de Calidad del Macizo rocoso y condiciones naturales del yacimiento, para lo cual es necesario el conocimiento del comportamiento del perno de roca (Capacidad de anclaje) para obtener mejores resultados, y evitar caídas y/o desprendimientos de rocas, que hoy en día es uno de los mayores índices de accidentes fatales. * Es necesario para un mejor entendimiento del comportamiento de los pernos de roca

(Rock Bolt) en general, a fin de mejorar la calidad del elemento de refuerzo, como del sistema de sostenimiento, en labores mineras subterráneas y superficiales; para racionalizar su uso y aplicaciones; realizar investigaciones integrales sobre este evento, la misma que considera diferentes tipos y condiciones del macizo rocoso, el comportamiento de la excavación y el tiempo de estabilización del mismo, contando para ello con los instrumentos y equipos necesarios.

Lima, Febrero del 2004.

determinaciÓn de las propiedades fisico mecanicas de las rocas y monitoreo de la masa rocosa-tesis

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