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1
Universidad Nacional de
Trujillo Facultad de Ingeniería
Escuela de Ingeniería de Minas
“DETERMINACIÓN DEL SOSTENIMIENTO ADECUADO EN LABORES
LINEALES CONVENCIONALES EN ROCA TIPO II Y III EN LA UNIDAD MINERA
SAN ANTONIO III-SÁNCHEZ CARRIÓN.”
TESIS
Para optar el Titulo de:
INGENIERO DE MINAS
AUTORES: Br. FIGUEROA DIAZ, Marino Jhuda
Br. CHIMOVEN CENTURION, Juber Wilson
ASESOR:
Ing. Pedro Prado Palomino
TRUJILLO – PERU
2014
2
JURADOS PRESIDENTE SECRETARIO Ing. Francisco G. Morales Rodríguez Ing. Bilmer Gamarra Reyes Reg. CIP: 50917 Reg. CIP: 22843
VOCAL Ing. Pedro Prado Palomino
Reg. CIP: 58491
3
Dedicatoria
A mis padres Fernando y Doris
A mi hermana Fernanda
Por su apoyo incondicional en todo momento.
FIGUEROA DIAZ MARINO JHUDA
4
Dedicatoria
A mis padres Wilson y Rocío, mis hermanos y amigos,
Les dedico la presente como tributo a
Su apoyo, confianza y amistad.
CHIMOVEN CENTURION JUBER WILSON
5
ÍNDICE
Dedicatoria...............................................................................................................3
Dedicatoria...............................................................................................................4
Índice........................................................................................................................5
Listado de tablas.......................................................................................................9
Listado de figuras....................................................................................................10
Anexos....................................................................................................................11
Nomenclatura..........................................................................................................12
Resumen.................................................................................................................13
Abstract...................................................................................................................14
CAPITULO I
1. INTRODUCCION ....................................................................................................................... 14
1.1. Realidad problemática ........................................................................................................ 14
1.2. ANTECEDENTES. ................................................................................................................. 15
1.3. MARCO TEÓRICO. ................................................................................................................ 16
1.3.1. Mecánica de Rocas............................................................................................................. 16
1.3.2. Modelo Geomecánico. ........................................................................................................ 16
1.3.3. Modelo Empírico. ................................................................................................................. 17
1.3.4. Modelo Numérico. ............................................................................................................... 17
1.3.5. Caracterización Geomecánica del macizo rocoso. ........................................................ 18
1.3.5.1. El criterio RMR de Bieniawski (1989) ........................................................................... 18
1.3.5.1.1. La resistencia compresiva (Rc) .................................................................................. 19
1.3.5.1.2. El RQD (Rock Quality Designation) ........................................................................... 20
1.3.5.2. Rock Tunnelling Quality Index-Sistema “Q” ................................................................. 21
1.3.6. Tenso-deformación. ............................................................................................................ 28
1.3.6.1. Tensiones de tipo gravitatorio. ....................................................................................... 29
1.3.6.2. Tensiones de origen tectónico. ...................................................................................... 29
1.3.6.3. Influencia de los esfuerzos. ............................................................................................ 30
1.3.7. Estabilidad del macizo rocoso. .......................................................................................... 30
1.3.7.1. Pernos de Roca. ............................................................................................................... 31
1.3.7.1.1. Pernos de anclaje mecánico. ...................................................................................... 32
6
1.3.7.1.2. Pernos de varilla cementados o con resina. ............................................................. 32
1.3.7.1.3. Split Set. ......................................................................................................................... 34
1.3.7.1.4. Swellex. .......................................................................................................................... 34
1.3.7.1.5. Cables. ........................................................................................................................... 35
1.3.7.1.6. Malla Metálica. .............................................................................................................. 36
1.3.7.1.7. Cintas de Acero-Straps. ............................................................................................... 38
1.3.7.1.8. Shotcrete ........................................................................................................................ 39
1.3.7.1.9. Cimbras Metálicas. ....................................................................................................... 40
1.3.8. Rumbo: .................................................................................................................................. 41
1.3.9. Buzamiento: ......................................................................................................................... 41
1.3.10. Dip y Dip Direction: ........................................................................................................... 42
1.3.11. Método de elementos finitos: .......................................................................................... 42
1.3.12. Software Dips. ................................................................................................................... 43
1.3.13. Software Phase2. .............................................................................................................. 43
1.4. ENUNCIADO DEL PROBLEMA. ......................................................................................... 43
1.5. FORMULACIÓN DE LA HIPÓTESIS.................................................................................. 44
1.6. OBJETIVOS. ........................................................................................................................... 44
1.6.1.Objetivo General: ............................................................................................................... 44
1.6.2. Objetivos específicos: ......................................................................................................... 44
2. MATERIALES Y METODOS .................................................................................................... 45
2.1. Material de Estudio ................................................................................................................. 45
2.1.1. Universo o Población .......................................................................................................... 45
2.1.2. Muestra. ................................................................................................................................ 45
2.1.3. Características del Material de Estudio. .......................................................................... 45
2.1.4. Equipos e Instrumentos. ..................................................................................................... 45
2.1.5. Software. ............................................................................................................................... 46
2.2. Métodos y Procedimientos. ................................................................................................... 46
2.2.1. Método. ................................................................................................................................. 46
2.2.2. Procedimiento. ..................................................................................................................... 47
3. RESULTADOS Y DISCUCIONES ........................................................................................... 49
3.1. RESULTADOS. ....................................................................................................................... 49
3.1.2.1.Labor 730. ( Ver Plano 1, de ubicación) .................................................................... 51
3.1.2.2.Labor 790. ( Ver Plano 1, de ubicación) .................................................................... 56
7
3.1.2.3.Labor 810. ( Ver Plano 1, de ubicación) .................................................................... 61
3.1.3.Resumen de RMR ............................................................................................................... 64
3.1.4.Obtención de la recomendación de sostenimiento por el método numérico. ... 64
3.1.4.1.Labor 730 ........................................................................................................................... 65
3.1.4.2.Labor 790 ........................................................................................................................... 68
3.1.3.3Labor 810 ............................................................................................................................ 71
3.2. Discusión ................................................................................................................................ 74
4. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES. ...................................................................... 76
4.1. CONCLUSIONES ................................................................................................................... 76
4.2. RECOMENDACIONES .......................................................................................................... 76
5.1REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS ..................................................................................... 77
ANEXOS
DESCRIPCION GENERAL DEL PROYECTO. ......................................................................... 78
1.Aspectos generales. ................................................................................................................. 78
1.1.Ubicación. ................................................................................................................................ 78
2.Planos topográficos. ................................................................................................................ 78
3. Geología. ..................................................................................................................................... 83
3.1. Geología Regional. ................................................................................................................. 83
3.2. Geología Local. ..................................................................................................................... 89
OTROS............................................................................................................................................. 92
8
LISTADO DE TABLAS
TABLA N° 1 Clasificación RMR Bienawski………………………………………….20
TABLA N° 2 Valoración Jn…………………………………………………………….22
TABLA N° 3 Valoración Jr……………………………………………………………..22
TABLA N° 4 Valoración Ja y Jw………………………………………………………23
TABLA N° 5 Valoración SRF………………………………………………………….25
TABLA N° 6 Valoración ESR………………………………………………………….26
TABLA N° 7 Familia de Fracturas Labor 730………………………………………..53
TABLA N° 8 Valoración RMR Dom1 Lab. 730………………………………………53
TABLA N° 9 Valoración RMR Dom2 Lab. 730………………………………………54
TABLA N° 10 Valoración RMR Dom3 Lab. 730……………………………………..55
TABLA N° 11 Familia de Fracturas Labor 790………………………………………57
TABLA N° 12 Valoración RMR Dom1 Lab. 790……………………………………..57
TABLA N° 13 Valoración RMR Dom2 Lab. 790……………………………………..58
TABLA N° 14 Valoración RMR Dom3 Lab. 790……………………………………..59
TABLA N° 15 Valoración RMR Dom4 Lab. 790……………………………………..60
TABLA N° 16 Familia de Fracturas Labor 810………………………………………62
TABLA N° 17 Valoración RMR Dom4 Lab. 810……………………………………..62
TABLA N° 18 Valoración RMR Dom4 Lab. 810……………………………………..60
9
LISTADO DE FIGURAS
Figura N° 1 Abaco de Elección de Sostenimiento con Valoración Q…………......28
Figura N° 2 Perno de Anclaje Mecánico……………………………………………..33
Figura N° 3 Perno de Varilla Corrugado……………………………………………..34
Figura N° 4 Split Set……………………………………………………………………35
Figura N° 5 Swellex…………………………………………………………………….36
Figura N° 6 Cables……………………………………………………………………...37
Figura N° 7 Malla Eslabonada………………………………………………………...38
Figura N° 8 Malla Electrosoldada……………………………………………………..39
Figura N° 9 Straps………………………………………………………………………39
Figura N° 10 Cimbras Metálicas……………………………………………………….41
Figura N° 11 Abaco de Span y Tiempo de Autosoporte…………………………….51
Figura N° 12 Abaco de Elección de Sostenimiento con Valoración Q………..…..52
Figura N° 13 Diagrama de Rosette-Simulación Phase-Simulación Unwedge-Dom1
Lab 730……………………………………………………………………………………66
Figura N° 14 Diagrama de Rosette-Simulación Phase-Simulación Unwedge-Dom2
Lab 730……………………………………………………………………………………67
Figura N° 15 Diagrama de Rosette-Simulación Phase-Simulación Unwedge-Dom3
Lab 730……………………………………………………………………………………68
Figura N° 16 Diagrama de Rosette-Simulación Phase-Simulación Unwedge-Dom1
Lab 790……………………………………………………………………………………69
Figura N° 17 Diagrama de Rosette-Simulación Phase-Simulación Unwedge-Dom2
Lab 790……………………………………………………………………………………70
Figura N° 18 Diagrama de Rosette-Simulación Phase-Simulación Unwedge-Dom3
Lab 790…………………………………………………………………………………...71
Figura N° 19 Diagrama de Rosette-Simulación Phase-Simulación Unwedge-Dom4
Lab 790…………………………………………………………………………………...72
Figura N° 20 Diagrama de Rosette-Simulación Phase-Simulación Unwedge-Dom1
Lab 810…………………………………………………………………………………...73
Figura N° 21 Diagrama de Rosette-Simulación Phase-Simulación Unwedge-Dom2
Lab 812…………………………………………………………………………………...74
10
Figura N° 22 Plano Topográfico Superficial………………………………………….76
Figura N° 23 Plano Topográfico Lab. 730…………………………………………….83
Figura N° 24 Plano Topográfico Lab. 790…………………………………………….83
Figura N° 25 Plano Topográfico Lab. 810…………………………………………….84
Figura N° 26 Plano de Geología Regional……………………………………………85
Figura N° 27 Cortes al Plano Geológico Local……………………………………….91
Figura N° 28 Medición de Dip y Dip Direction………………………………………..93
Figura N° 29 Medición de Altura de Labor……………………………………………93
Figura N° 30 Golpes de Picota………………………………………………………...94
Figura N° 31 Medición de Dominio Estructural………………………………………94
Figura N° 32 Elección de Sostenimiento de Lab. 730………………………………56
Figura N° 33 Elección de Sostenimiento de Lab. 790………………………………61
Figura N° 34 Elección de Sostenimiento de Lab. 810………………………………64
ANEXOS ANEXO I. Descripción general del proyecto..........................................................75 ANEXO II. Otros.....................................................................................................88
11
Nomenclatura
RMR: Rock Mass Rating
Jn: índice de diaclasado (N° de familias de discontinuidades)
Jr: índice de rugosidad de las discontinuidades.
Ja: índice de alteración de las discontinuidades.
Jw: factor de reducción por presencia de agua
SRF: factor de reducción por tensiones.
ESR: Excavation Support Ratio
Dom: Dominio Estructural
Lab. : Labor
12
RESUMEN
En la Unidad Minera San Antonio III, se han abierto labores lineales convencionales
de 2.1m x 2.1m; en rocas de dominio estructural tipo II y III predominantemente
(determinados mediante un mapeo geomecánico inicial de las labores en mención),
y debido a la inexistencia de un estudio geomecánico para determinar el tipo de
sostenimiento adecuado para estas labores, se realizó este estudio, con la finalidad
de garantizar la estabilidad y tener labores seguras de trabajo. Para poder realizar
esta recomendación de sostenimiento, se tuvo que realizar el mapeo geomecánico
de las labores abiertas, recogiendo datos, por dominios estructurales, según los
requerimientos del RMR de Bienawski y Q de Barton, nos agenciamos de estudios
hechos en la zona de esfuerzos principales, los cuales nos permiten tener una
mayor certeza en la determinación del tipo de sostenimiento.
Teniendo en cuenta las características geomecánicas del tipo de roca presente
en las labores, las dimensiones de las labores, los esfuerzos a los que están
sometidos, se realizaron los análisis mediante los ábacos sugeridos por Barton, para
la elección del tipo de sostenimiento; para luego con una sugerencia como Barton
poder simular en el software Phase 2 y Unwedge, y mediante métodos numéricos
(elementos finitos), en el cuál incluimos los esfuerzos principales, determinar
definitivamente el sostenimiento adecuado para rocas del tipo II y III.
Como resultado de esta simulación, tenemos como resultado que para roca del
tipo para roca del tipo II en labores lineales son pernos cementados puntuales u
ocasionales de 5 pies de longitud y para roca del tipo III se requiere pernos
cementados de 5 pies de longitud, espaciados sistemáticamente 1.20 m x 1.20 m,
todas estas recomendaciones para labores lineales convencionales de 2.1m x 2.1m.
13
ABSTRACT
In San Antonio Mining Unit III, have opened conventional linear work 2.1 m. x 2.1
m.; in rock type and structural domain II and III predominantly, due to the lack of a
geomechanical study to determine the right kind of support for this work, this study
was conducted, in order to ensure stability and have safe work tasks. To carry out
this recommendation support, he had to perform geomechanical mapping of open
tasks, collecting data, structural domains, according to the requirements of RMR
Bienawski and Q Barton, we agenciamos of studies done in the main efforts , which
allows us to have greater certainty in determining the type of support.
Given the geomechanical rock type present in the work characteristics, the
dimensions of the work, the stresses to which they are subjected, the analyzes were
performed using the abacus suggested by Barton, for choosing the type of support;
then with a suggestion as to simulate Barton in the Phase 2 and Unwedge software,
and using numerical methods (finite elements), in which the main efforts include
definitively determine the appropriate maintenance for the II and III rock type.
As a result of this simulation, the result is that rock type to rock type II linear tasks
are specific or occasional bolts cemented 5 feet long and rock bolts cemented type
III 5-foot length is required, systematically spaced 1.20 mx 1.20 m, all these
recommendations for conventional linear 2.1 m. x 2.1 m.
14
CAPITULO I
1. INTRODUCCION
1.1. Realidad problemática
La Unidad Minera San Antonio III; pertenece al rubro de pequeña minería, la
cual explota mediante método subterráneo minerales de oro y plata. La unidad
minera se encuentra ubicada en el distrito de Cochorco, provincia Sánchez
Carrión, departamento de La Libertad, a una altitud de aproximadamente 1500
m.s.n.m.; entre las coordenadas -77°41’1.88’’, -7°45’52.61’’ y -77°40’29.75’’, -
7°43’39.73’’.
Cuenta con tres labores de explotación y dos de exploración las cuales se
han corrido sin tener en cuenta el tipo de roca a la que están enfrentando, por lo
que no tienen definido el tipo de sostenimiento adecuado para cada tipo de roca,
esto provoca que en ciertas zonas haya desprendimiento de roca ocasional; es
decir no cuenta con un estudio geomecánico que permita determinar los
elementos de sostenimiento adecuado (según el tipo de roca) para poder
estabilizar las labores y tener un ambiente seguro de trabajo.
Las labores en estudio se ubican sobre roca del tipo II y III (según clasificación
RMR-Bienawsky 1989) predominantemente; esto se puede evidenciar tanto en
las labores de explotación como de exploración. Además, este macizo rocoso se
encuentra afectado por la presencia de fallas y fracturas importantes que afectan
a la estabilidad de las excavaciones. La dirección de los esfuerzos
predominantes de la zona que son S1 (4.4 Mpa), horizontal en la dirección N-S
y S3 (9.0) que es casi vertical (78°-88°) y de magnitud el casi el doble de su
equivalente en la dirección E-W, cuya influencia es importante para el desarrollo
de las labores en la mina.
15
1.2. ANTECEDENTES.
De la revisión efectuada para la realización de este trabajo, se pudo rescatar
algunos de los siguientes antecedentes.
En el año 2009, Ballón y Cabanillas, en su investigación en encontrar el
sostenimiento según el estado tensional de la construcción de una cámara de
control recomienda que “Para realizar un diseño de una excavación es primordial
realizar un estudio minucioso de las principales fallas mayores de la zona de estudio
para determinar el estado tensional in situ del macizo rocoso con la finalidad de
obtener con mayor exactitud posible la dirección y magnitud de los esfuerzos
principales” (p. 67). (1) Cueva C., en su investigación de mecánica de rocas nos
dice:
Una buena parte del éxito de un proyecto de elección de sostenimiento adecuado
para labores mineras, reside en el amplio conocimiento, de las características
estructurales, del macizo rocoso en el cual se va a realizar la excavación.
Ciertamente no se puede escatimar costos en esta parte del proyecto, ya que
mucho más podría costar remediar un colapso. (p. 15) (2)
Geomecánica Latina S.A., en su investigación de mediciones de esfuerzos
tectónicos in-situ sector Batolito de Pataz concluye:
A diferencia de lo que ocurre en el territorio Chileno en donde la orientación
de estos esfuerzos S1 son marcadamente E-W y coinciden con la orientación de
empuje de la placa oceánica sobre la cordillera de los Andes, en el caso del
Batolito de Pataz los esfuerzos son marcadamente N-S y consecuentemente se
corresponden con una tectónica diferente.
Completando el complejo tectónico, el esfuerzo S3 es casi vertical y la magnitud
casi el doble de su equivalente en la dirección E-W. (p. 3) (4)
16
1.3. MARCO TEÓRICO.
1.3.1. Mecánica de Rocas.
La Mecánica de Rocas puede definirse como la ciencia que trata de la respuesta
de las rocas a los campos de fuerzas presentes en su entorno físico. Ésta, como la
mayor parte de las disciplinas encuadradas en las denominadas Ciencias de la
Tierra, nace por una parte de la búsqueda de explicaciones cualitativas y
cuantitativas a los fenómenos naturales y por otra, como consecuencia de la
actividad de los ingenieros que tratan de encontrar las mejores soluciones técnicas
para controlar el terreno en las minas y en las obras civiles y militares.
La estabilidad de las excavaciones ha preocupado desde siempre a los mineros,
que constantemente han tratado de establecer teorías racionales para su diseño.
La presencia de discontinuidades constituye el factor esencial del
comportamiento mecánico de una medio rocoso, cualquiera que sea la escala
considerada: La destrucción de una probeta entre placas de una prensa es
consecuencia de la propagación de las fisuras existentes en ella. La rotura de los
macizos rocosos se produce casi siempre según superficies de discontinuidad
preexistentes. El agua circula preferentemente por las discontinuidades, y las
fuerzas hidrodinámicas que produce se orientan básicamente de acuerdo a ellas.
Como sucede en todas las disciplinas, en Mecánica de Rocas no existe una
teoría unitaria, sino soluciones más o menos exactas a problemas individuales que
al agruparse constituyen el cuerpo de esta materia. (12)
1.3.2. Modelo Geomecánico.
En el modelo geomecánico se evalúan las propiedades mecánicas de la roca
intacta, de las discontinuidades y del macizo rocoso como tal. Las propiedades
mecánicas de los macizos rocosos deben incluir el estudio de los parámetros de
deformabilidad y de resistencia, a fin de estudiar el comportamiento del macizo
17
rocoso frente a procesos de desestabilización por efecto de la construcción de la
obra; esto implica el empleo de criterios de rotura aplicables en función de las
características del macizo rocoso. (6).
1.3.3. Modelo Empírico.
Se basa en las clasificaciones geomecánicas. Este procedimiento está
ampliamente aceptado por su facilidad de comprensión y aplicación, al relacionar
los problemas de diseño y construcción de túneles con las calidades de los macizos
rocosos en los que se sitúan. Sin embargo, no se puede garantizar su precisión
considerando que son válidas en las fases de viabilidad y anteproyecto.
1.3.4. Modelo Numérico.
Cuando las soluciones exactas no son totalmente aplicables debido a las
condiciones de contorno o de frontera, se recurre a los métodos numéricos. En el
modelo numérico confluye una parte de la información obtenida en los dos modelos
anteriores, principalmente del modelo geomecánico. En este modelo, el análisis
tenso-deformacional es objeto de estudio, lo cual se obtiene una vez satisfechas las
condiciones de contorno del problema, las ecuaciones diferenciales de equilibrio y
las ecuaciones constitutivas del material. La ventaja del modelo numérico consiste
en la posibilidad de calcular las tensiones deformacionales de un cuerpo sometido
a fuerzas externas.
En la actualidad, el uso de los métodos numéricos en Geomecánica ha venido a
ser cada vez más popular, debido fundamentalmente a las constates mejoras de los
programas y equipos de computación. A pesar de las limitaciones y suposiciones
de las que hace uso, la formulación numérica permite obtener información no
proporcionada por los métodos convencionales. Así, es posible estudiar los
mecanismos de rotura del macizo rocoso, identificar las zonas de concentración de
tensiones, las posibles zonas de plastificación del macizo rocoso y evaluar las
necesidades de sostenimiento, todo esto como consecuencia de la implementación
de una obra en el macizo rocoso. (7)
18
1.3.5. Caracterización Geomecánica del macizo rocoso.
En todo macizo rocoso inalterado, existe un campo de esfuerzos originado por
el peso de la roca superyacente; este campo sufre modificaciones al producirse la
excavación subterránea.
En el curso de las diferentes etapas de la excavación, estos esfuerzos
modificados que podemos llamar “empujes de roca” son muy variables con el tiempo
y posición, por tanto, es casi imposible la medición de sus dimensiones e
intensidades.
En la zona del macizo que circunda al límite de la excavación, se puede crear
contracciones que sobrepasan a las tensiones admitidas por la roca, entonces la
excavación es inestable, por lo que esta roca circundante necesita ser soportada
con el fin de conseguir equilibrio y estabilización.
La roca de la corteza terrestre está sometida a un estado de esfuerzos “in situ”,
y cuando se efectúa una excavación estos esfuerzos se distribuyen y redistribuyen
en las inmediaciones de ésta. Por lo tanto, es necesario conocer o estimar el estado
de los esfuerzos pre-existentes.
Es importante determinar que estas estimaciones se efectúen dentro del término
“elástico”, utilizado para describir materiales en los que el trabajo que se aplica
sobre su cuerpo es totalmente recuperable, una vez que las fuerzas que originan
las deformaciones han terminado. (8)
Actualmente los dos sistemas de clasificación de más uso general de la masa
rocosa son la geomecánica de RMR, Bieniawski 1989 y el índice de sistema Q,
Barton y otros 1974. Estos sistemas de clasificación incluyen la elección o
designación de calidad de la roca (RQD), que fue introducido por D.U Deere en 1964
como índice para determinar cuantitativamente la calidad de la roca. Además de
RMR, RQD, el sistema Q, hay muchos otros.
1.3.5.1. El criterio RMR de Bieniawski (1989)
19
Presentada por el ingeniero Bieniawski en 1973 y modificada sucesivamente en
1976, 1979, 1984 y 1989.
Permite hacer unas clasificaciones de las rocas “in situ” y estimar el tiempo de
mantenimiento y longitud de un vano. Consta de un índice de calidad RMR (Rock
Mass Rating), independiente de la estructura, y de un factor de corrección.
Parámetros a calificar: Este criterio toma en cuenta cinco parámetros:
1.3.5.1.1. La resistencia compresiva (Rc)
La resistencia compresiva de la roca intacta, que puede ser determinada con
golpes de picota o con otros procedimientos como los ensayos de laboratorio o con
rebotes del martillo Schmith y usando la gráfica siguiente.
Figura 1. Ábaco de Resistencia de Rebotes de Martillo Schmith
Fuente: Nerio, R. Excavación y Sostenimiento de Túneles en Roca
20
1.3.5.1.2. El RQD (Rock Quality Designation)
Que puede ser determinado utilizando los testigos de las perforaciones
diamantinas, o calculado a partir de una fórmula donde interviene el número de
fracturas por metro lineal.
RQD= -3.68*l+110.4 donde l: N° de discontinuidades/m lineal
- El espaciamiento de las discontinuidades.
- La condición de las discontinuidades, referidas en este caso a la persistencia,
apertura, rugosidad, relleno y meteorezación.
- La presencia de agua
Tabla N° 01-Clasificación RMR de Bienawski
21
El valor de RMR encontrado debe ser corregido tomando en cuenta como se
presentan las discontinuidades con el avance de la excavación.
Si la excavación avanza cruzando en forma más o menos perpendicular al
sistema principal de discontinuidades y el buzamiento de éstas es empinado a
favor del avance, no se requiere ninguna corrección, porque ésta es la condición
más favorable para la estabilidad de la excavación. Si el buzamiento fuera
menos empinado (<45°), la corrección sería (-2).
Si la excavación avanza cruzando en forma más o menos perpendicular al
sistema principal de discontinuidades y el buzamiento de estas es empinado en
contra del avance, la corrección sería (-5). Si el buzamiento fuese menos
empinado (<45°), la corrección sería (-5).
Si la excavación avanza cruzando en forma más o menos paralela al sistema
principal de discontinuidades y el buzamiento de estas es empinado, la
corrección sería (-12), porque ésta es la condición más desfavorable para la
estabilidad de la excavación. Si el buzamiento fuese menos empinado (<45°),
la corrección sería (-5).
En general, si el sistema principal de discontinuidades se presenta con bajo
buzamiento (<20°), la corrección sería (-5). (5)
1.3.5.2. Rock Tunnelling Quality Index-Sistema “Q”
Desarrollado por el NGI (Insituto Geotécnico Noruego), basado en casos
históricos en Escandinavia. Barton y otros en 1974. Los valores numpericos oscilan
entre 0.001 y 1000. Este método se calcula de la siguiente manera.
Q =𝑅𝑄𝐷
𝐽𝑛+
Jr
𝐽𝑎+
Jw
𝑆𝑅𝐹
RQD (Rock Quality Designation)
Jn: índice de diaclasado (N° de familias de discontinuidades)
Jr: índice de rugosidad de las discontinuidades.
22
Ja: índice de alteración de las discontinuidades.
Jw: factor de reducción por presencia de agua
SRF: factor de reducción por tensiones.
RQD/Jn: Representa crudamente el “tamaño” de los bloques presentes.
Jr/Ja: Representa rugosidad y características de resistencia al corte de las diaclasas
(paredes y/o relleno)
Jw/SRF: Representa las tensiones activas. Presión de agua y estado tensional para
distintos tipos de macizos encontrados durante la excavación.
Observación: No se incluye orientación de discontinuidades.
Tabla N° 02-Valoración de Jn
numero de sistemas de fisuras Jn
1. para cruces en
tuneles utilizar:
(3.0x Jn)
2. para portales
usar: (2.0x Jn)
Amasivo, sin o con pocas fisuras 05-1.0
B. un sistema de fisura 2
C. un sistema de fisuras + una aislada 3
D. dos sistemas de fisuras 4
E. dos sistemas de fisuras + una
aislada.
6
F. tres sistemas de fisuras 9
G. tres sistemas de fisuras + una
aislada
12
H. cuatro o mas sistemas de fisuras,
fisuración intensa, etc.
15
J. roca triturada, terregal 20
Tabla N° 03-Valoración Jr
3. numero de rugosidad de las
fisuras
Jr
23
a. contacto en las paredes.
b. contacto en las paredes
antes de un cizalleo de 10cm.
A. fisuras sin continuidad.
B. rugosas o irregulares,
ondulaciones.
C. ondulación suave.
D. ondulación pulida.
E. rugosas e irregulares, planas
F. lisas y planas
G. planar pulido
4
3
2
1.5
1.5
1.0
0.5
1. añadir 1.0 si el
espaciamiento medio del
sistema de juntas es > a
3m.
2. Jr=0.5 se puede usar
para fisuras de fricción
planas y que tengan
alineamientos con la
condición de que estas
estén orientadas para la
resistencia mínima.
c. sin contacto de roca
después de un cizalleo de 10cm.
J. zona que contiene minerales
arcillosos de espesor suficiente
para impedir el contacto de
paredes.
H. zona arenosa, de grava o roca
triturada de espesor suficiente
para impedir el contacto entre
paredes.
1.0
(nominal)
1.0
(nominal)
Tabla N° 04-Valoración de Ja y Jw
4. numero de alteración de las
juntas
Ja Ør grados
(approx.)
1. los valores
de Ør , el
ángulo residual,
se tiene como
guía
a. contacto en las paredes de
roca.
A. relleno soldado, duro,
inhablandable, impermeable.
0.75
1.0
25-35
24
B. paredes inalteradas, solo con
manchas en la s paredes
(oxidación)
C. paredes ligeramente alteradas
con recubrimiento de minerales
inhablandables, partículas
arenosas, roca triturada sin
arcilla.
D. recubrimientos limosos o
arenoarcillosos, pequeñas
partículas de arcilla
(inhablandable).
E. recubrimientos ablandables o
con arcilla de baja fricción (mica
o kaolinita). También clorita,
talco, yeso y grafito. Pequeñas
cantidades de arcillas expansivas
(recubrimientos sin
discontinuidad de 1-2mm de
espesor o menos)
2.0
3.0
4.0
25-30
20-25
8-16
aproximada a
las
características
mineralógicas
de los
productos de
alteración
presentes.
5. factor por reducción por
agua en las fisuras
Jw Approx.
presión de
agua
(Kgf/cm2)
1. los factores C
a F son
estimaciones
aprox. Aumenta
Jw si se instalan
drenes..
A. excavación seca o con poca
infiltración(<0.5l/min)
B. infiltración mediana con lavado
ocasional de los rellenos
C. gran infiltración a presión alta
en roca competente con juntas
sin relleno.
1.0
0.66
0.5
0.33
<1.0
1.0-2.5
2.5-10.0
2.5-10.0
25
Tabla N°05-Valoración del SRF
DESCRIPCION VALORES NOTAS
6. factor de reducción d
esfuerzos
σc /σ1 σT σ1 SRF
2. para un campo virgen de
esfuerzos fuertemente
anisótropo (si s e miden
cuando 5=< σ1/σ3=<10,
reducir σc a 0.8 σc y σt a 0.8
σt. cuando σ1/σ3>10, reducir
σc y σt a 0.6 σc y 0.6 σt,.
donde:
σc: fuerza compresiva no
confinada.
σt: Fuerza de tensión (carga
del punto) y σ1 y σ3 son las
fuerzas mayor y menor
principales.
3. hay pocos casos
reportados donde el techo
b. roca competente,
problemas de esfuerzos.
H. esfuerzo bajo, cerca de la
superficie.
J. esfuerzo medio.
K. esfuerzo grande,
estructura muy cerrada.
(Ligeramente favorable para
la estabilidad, pero puede ser
desfavorable para la
estabilidad )
L. desprendimiento
moderado de la roca masiva.
M. desprendimiento intenso
de la roca masiva
>200
200.10
10-5
5-2.5
<2.5
>13
13-
0.66
0.66-
0.33
0.33-
0.16
<0.16
2.5
1.0
0.5-2
5-10
10-20
c. roca compresiva, flujo
plástico de roca
D. gran infiltración a presión alta,
lavado importante de los rellenos.
E. infiltración o presión
excepcionalmente altas con las
voladuras.
F. infiltración o presión
excepcionalmente altas en todo
momento.
0.2-
0.1
0.1-
0.05
>10
>10
2. los
problemas
especiales
causados por la
presencia de
hielo so se
toman en
cuenta.
26
incompetente bajo la
influencia de presiones altas
de la roca.
N. presiones compresivas
moderadas.
O. presiones compresivas
altas.
5-10
10-20
abajo de la superficie es
menor que le ancho del claro.
Se sugiere que SRF sea
aumentado de 2.5 a 5 para
estos casos. (ver H).
d. roca compresiva, acción
química expansiva
dependiendo de la presencia
de agua.
P. presiones expansivas
moderadas
R. presiones expansiva
altas.
5-10
10-15
Fuente: Cueva C. (1999) Mecánica de Rocas
En relación al valor del índice Q para la estabilidad y soporte requiere de
excavaciones subterráneas, Barton et el (1974), adiciona y define el parámetro De
que llamaron la dimensión equivalente de la excavación. Se obtiene de la siguiente
manera:
𝐷𝑒 =claro de la excavación, diámetro o altura (m)
cociente de soporte de la excavación ESR
El valor de ESR se relaciona con el uso de la excavación y con el grado de
seguridad o soporte que se elija instalado para mantener la estabilidad de la
excavación.
27
Barton (1974) sugiere los siguientes valores:
Tabla N°06-Valoración del ESR
Categoría de la excavación ESR
A aberturas temporales de la mina. 3-5
B aberturas de mina permanentes,
túneles de agua para la energía
hidráulica (excepto las compuertas de
alta presión), túneles piloto y derivas
para las excavaciones grandes.
1.6
c. cuartos de almacenaje,
depuradoras, caminos de menor
importancia, túneles ferroviarios y
túneles del acceso
1.3
D. centrales eléctricas, carretera
principal y túneles ferroviarios,
compartimientos de defensa civil,
intersecciones puertarias.
1.0
E centrales nucleares subterráneos,
ferrocarriles, instalaciones públicas,
fábricas.
0.8
Fuente: Cueva C. (1999) Mecánica de Rocas
De acuerdo con estudios, Bieniawsky (1976) fue el primer autor en sugerir una
correlación entre el sistema- RMR y el sistema Q. (9)
RMR=9LnQ+44
28
Figura N° 01-Ábaco de Elección de Sostenimiento con Valoración Q.
Fuente: Cueva C. (1999) Mecánica de Rocas
1.3.6. Tenso-deformación.
29
El comportamiento esfuerzo-deformación de un cuerpo viene definido por la
relación entre los esfuerzos aplicados y las deformaciones producidas, y hace
referencia a como se va deformando y como va variando el comportamiento del
material rocoso a lo largo de la aplicación de carga o dicho de otro modo como varía
la resistencia del material rocoso para determinados niveles de deformación.
Las tensiones naturales son aquellas encontradas antes de la excavación o en
ausencia de cualquier perturbación causada por la ejecución de una obra de
ingeniería, dentro de este grupo se tienen. (6)
1.3.6.1. Tensiones de tipo gravitatorio.
La componente de tensión debido a la fuerza de la gravedad, tensión vertical
σy, resulta del peso de una columna de roca por unidad de área de un segmento
de la corteza terrestre, es definida como:
σy=yZ
σy: Tensión vertical;
y: Peso específico;
Z: Profundidad.
Por otra parte, la tensión horizontal σh, es más difícil de ser determinada, pues
depende de la historia geológica del materia y otros factores tales como tectonismo,
topografía horizontal, con desplazamientos horizontales nulos, la tensión Horizontal
es calculada a través de las relaciones de elasticidad:
Σh= (v/(1-v)) σy
Donde v es el coeficiente de poisson y varía entre 0.15 y 0.35 de manera general.
1.3.6.2. Tensiones de origen tectónico.
30
Están asociadas al movimiento relaivo de las placas litosféricas y son
provenientes de las fuerzas matrices de la tierra. La estimativa de orientación y
magnitud de estas tensiones es una tarea de difícil ejecución y depende de
informaciones correspondientes a los movimientos tectónicos y actividades
sísmicas. (6)
1.3.6.3. Influencia de los esfuerzos.
A medida que la profundidad de minado aumenta (mayor encampane), en
general los esfuerzos naturales en toda la masa rocosa también van
incrementándose, debido principalmente al peso de la roca sobreyacente o
denominada también carga litostática. Cuando se apertura una labor minera en esta
masa rocosa, se rompe el campo de esfuerzos naturales y se induce un nuevo
estado de esfuerzos en la roca circundante a la excavación. Conforme avanza el
minado, los esfuerzos inducidos pueden concentrarse en ciertos lugares de las
excavaciones, en otros pueden disiparse. Particularmente en las áreas de
concentración de esfuerzos, éstos pueden exceder la resistencia de la roca,
generando problemas de inestabilidad en la masa rocosa de las excavaciones,
significando problemas potenciales de caída de rocas. (5)
Si los elementos de sostenimiento son instalados mientras exista un contacto
íntimo con la roca (caso del concreto rociado, pernos de roca, anclajes), éstos
tomarán la deformación de la roca por una atracción de cargas e intercambio en la
redistribución de esfuerzos y deformaciones. (8)
1.3.7. Estabilidad del macizo rocoso.
La estabilidad de la roca circundante a una excavación simple como un tajeo,
una galería, un crucero, una estación de pique, una rampa, etc, depende de los
esfuerzos y de las condiciones estructurales de la masa rocosa detrás de los bordes
de la abertura. Las inestabilidades locales son controladas por los cambios locales
en los esfuerzos, por la presencia de rasgos estructurales y por la cantidad de daño
causado a la masa rocosa por la voladura. En esta escala local, el sostenimiento es
31
muy importante porque resuelve el problema de la estructura de la masa rocosa y
de los esfuerzos, controlando el movimiento y reduciendo la posibilidad de falla en
los bordes de la excavación.
El término “sostenimiento” es usado aquí para cubrir los diversos aspectos
relacionados con los pernos de roca (de anclaje mecánico, de varillas de fierro
corrugado o barras helicoidales ancladas con cemento o con resina, split sets y
swellex), cables, malla, cintas de acero (straps), concreto lanzado (shotcrete) simple
y con refuerzo de fibras de acero, cimbras de acero, gatas, madera (puntales,
paquetes, cuadros y conjuntos de cuadros), relleno y algunas otras técnicas de
estabilización de la masa rocosa. Todos estos elementos son utilizados para
minimizar las inestabilidades de la roca alrededor de las aberturas mineras.
En masas rocosas masivas o levemente fracturadas con excavaciones bien
perfiladas, habrá una mínima necesidad de sostenimiento. En masas rocosas
fracturadas o estratificadas con excavaciones bien perfiladas, habrá un incremento
en la necesidad de sostenimiento. En masas rocosas intensamente fracturadas y
débiles o en zonas de falla o de corte, definitivamente habrá necesidad de planear
cuidadosamente el sostenimiento. En condiciones de altos esfuerzos, los cuales
inducen fallas en la masa rocosa de las excavaciones, será esencial plantear
estrategias especiales de sostenimiento. (5)
1.3.7.1. Pernos de Roca.
Los sistemas de reforzamiento con pernos de roca minimizan las deformaciones
inducidas por el peso muerto de la roca aflojada, así como también aquellas
inducidas por la redistribución de los esfuerzos en la roca circundante a la
excavación. En general, el principio de su funcionamiento es estabilizar los bloques
rocosos y/o las deformaciones de la superficie de la excavación, restringiendo los
desplazamientos relativos de los bloques de roca adyacentes. En roca masiva o
levemente fracturada y en rocas fracturadas, el papel principal de los pernos de roca
es el control de la estabilidad de los bloques y cuñas rocosas potencialmente
inestables. Esto es lo que se llama también el “efecto cuña”. Cuando los bloques o
32
cuñas son aislados solo amerita estabilizarlas con pernos aislados, a esto es lo que
se denomina también, sostenimiento aislado o esporádico, de lo contrario lo usual
será el sostenimiento sistemático en todo el techo y/o paredes de la excavación,
según sea requerido.
1.3.7.1.1. Pernos de anclaje mecánico.
Un perno de anclaje mecánico, consiste en una varilla de acero usualmente de
16 mm de diámetro, dotado en su extremo de un anclaje mecánico de expansión
que va al fondo del taladro. Su extremo opuesto puede ser de cabeza forjada o con
rosca, en donde va una placa de base que es plana o cóncava y una tuerca, para
presionar la roca. Siempre y cuando la varilla no tenga cabeza forjada, se pueden
usar varios tipos de placas de acuerdo a las necesidades de instalación requeridas.
Este tipo de pernos es relativamente barato. Su acción de reforzamiento de la
roca es inmediata después de su instalación. Mediante rotación, se aplica un torque
de 135 a 340 MN (100 a 250 lb/pie) a la cabeza del perno, el cual acumula tensión
en el perno, creando la interacción en la roca.
Figura N° 02-Perno de Anclaje Mecánico
Fuente: Manual de Geomecánica-Sociendad Nacional de Minería, Petroleo y
Energía (2004)
1.3.7.1.2. Pernos de varilla cementados o con resina.
Consiste en una varilla de fierro o acero, con un extremo biselado, que es
confinado dentro del taladro por medio de cemento (en cartuchos o inyectados),
33
resina (en cartuchos) o resina y cemento. El anclaje entre la varilla y la roca es
proporcionado a lo largo de la longitud completa del elemento de refuerzo, por tres
mecanismos: adhesión química, fricción y fijación, siendo los dos últimos
mecanismos los de mayor importancia, puesto que la eficacia de estos pernos está
en función de la adherencia entre el fierro y la roca proporcionada por el cementante,
que a su vez cumple una función de protección contra la corrosión, aumentando la
vida útil del perno. De acuerdo a esta función, en presencia de agua, particularmente
en agua ácida, el agente cementante recomendado será la resina, en condiciones
de ausencia de agua será el cemento.
Figura N° 03 - Perno de varilla corrugada.
Fuente: Manual de Geomecánica-Sociendad Nacional de Minería, Petroleo y
Energía (2004)
Los pernos de varilla cementada o con resina son generalmente usados como
refuerzo permanente, pero también pueden ser utilizados como refuerzo temporal
34
en varias condiciones de roca, desde rocas de buena a mala calidad, constituye el
mejor sistema para rocas de muy mala calidad y también para rocas en ambientes
de altos esfuerzos. En presencia de discontinuidades abiertas y/o vacías, no es
recomendable su uso a menos que la inyección de la pasta de cemento pueda ser
chequeada. (5)
1.3.7.1.3. Split Set.
El split set, consiste de un tubo ranurado a lo largo de su longitud, uno de los
extremos es ahusado y el otro lleva un anillo soldado para mantener la platina. Al
ser introducido el perno a presión dentro de un taladro de menor diámetro, se genera
una presión radial a lo largo de toda su longitud contra las paredes del taladro,
cerrando parcialmente la ranura durante este proceso. La fricción en el contacto con
la superficie del taladro y la superficie externa del tubo ranurado constituye el
anclaje, el cual se opondrá al movimiento o separación de la roca circundante al
perno, logrando así indirectamente una tensión de carga.
Figura N° 04-Split Set
Fuente: Manual de Geomecánica-Sociendad Nacional de Minería, Petroleo y
Energía (2004)
1.3.7.1.4. Swellex.
También es un perno de anclaje por fricción, pero en este caso la resistencia
friccional al deslizamiento se combina con el ajuste, es decir, el mecanismo de
35
anclaje es por fricción y por ajuste mecánico, el cual funciona como un anclaje
repartido.
El perno swellex está formado por un tubo de diámetro original de 41 mm y puede
tener de 0.6 a 12 m de longitud o más (en piezas conectables), el cual es plegado
durante su fabricación para crear una unidad de 25 a 28 mm de diámetro. Éste es
insertado en un taladro de 32 a 39 mm de diámetro. No se requiere ninguna fuerza
de empuje durante su inserción. La varilla es activada por inyección de agua a alta
presión (aproximadamente 30 MPa ó 300 bar) al interior del tubo plegado, el cual
infla al mismo y lo pone en contacto con las paredes del taladro, adaptándose a las
irregularidades de la superficie del taladro, así se consigue el anclaje.
Figura N°-05-Swellex
Fuente: Manual de Geomecánica-Sociendad Nacional de Minería, Petroleo y
Energía (2004)
1.3.7.1.5. Cables.
Aparte de su fabricación y capacidad de carga, no hay diferencias significativas
entre los pernos de varilla cementados y los cables inyectados con pasta de
36
cemento. En ellos rigen los mismos principios de funcionamiento, en el caso de los
cables hay que adicionar a la acción del refuerzo, la acción de sujeción de los
bloques rocosos sueltos, sin embargo, en el caso de pequeños bloques rocosos
sueltos, los cables son inefectivos, siendo necesario complementar el sostenimiento
con pernos de roca y/o malla y/o concreto lanzado (shotcrete).
Los cables son elementos de reforzamiento, hechos normalmente de alambres
de acero trenzados, los cuales son fijados con cemento dentro del taladro en la
masa rocosa. El cable comúnmente usado es el denominado “trenzado simple”
conformado por 7 alambres, que en conjunto tienen 5/8” de diámetro, con una
capacidad de anclaje de 25 Ton. Pueden ser usados en cualquier longitud, en el
rango de 5 a 30 m, ya sea en la modalidad de cable simple o doble. Desde luego
hay una gran variedad de cables, destacando en la industria minera aparte del
indicado, los cables destrenzados y los cables bulbados, para mejorar la
adherencia del cable con el cemento.
Figura N° 06-Cables
Fuente: Manual de Geomecánica-Sociendad Nacional de Minería, Petroleo y
Energía (2004)
1.3.7.1.6. Malla Metálica.
37
La malla metálica principalmente es utilizada para los siguientes tres fines:
primero, para prevenir la caída de rocas ubicadas entre los pernos de roca,
actuando en este caso como sostenimiento de la superficie de la roca; segundo,
para retener los trozos de roca caída desde la superficie ubicada entre los pernos,
actuando en este caso como un elemento de seguridad; y tercero, como refuerzo
del shotcrete. Existen dos tipos de mallas: la malla eslabonada y la malla
electrosoldada.
La malla eslabonada o denominada también malla tejida, consiste de un tejido
de alambres, generalmente de # 12/10, con cocadas de 2”x2” ó 4”x4”, construida en
material de acero negro que puede ser galvanizada para protegerla de la corrosión.
Por la forma del tejido es bastante flexible y resistente. Esta malla no se presta para
servir de refuerzo al concreto lanzado, por la dificultad que hay en hacer pasar el
concreto por las mallas, no recomendándose para este uso.
Figura N° 07-Malla Eslabonada
Fuente: Manual de Geomecánica-Sociendad Nacional de Minería, Petroleo y
Energía (2004)
La malla electrosoldada consiste en una cuadrícula de alambres soldados en sus
intersecciones, generalmente de # 10/08, con cocadas de 4”x4”, construidas en
material de acero negro que pueden ser galvanizada. Esta malla es recomendada
para su uso como refuerzo del concreto lanzado (shotcrete). La malla viene en rollos
38
o en planchas. Los rollos tienen 25 m de longitud x 2.0 m de ancho y las planchas
usualmente tienen 3.0 m de longitud x 2.0 m de ancho.
Figura N° 08-Malla Electro Soldada
Fuente: Manual de Geomecánica-Sociendad Nacional de Minería, Petroleo y
Energía (2004)
1.3.7.1.7. Cintas de Acero-Straps.
Estos elementos de sostenimiento usualmente tienen 1.8 m de longitud, 10 cm
de ancho y 4 mm de espesor, están provistas de agujeros de 39 mm x 65 mm, para
permitir pasar por ellos los pernos de roca a fin de fijarlos sobre la superficie de la
roca.
Figura N° 09-Straps
39
Fuente: Manual de Geomecánica-Sociendad Nacional de Minería, Petroleo y
Energía (2004)
1.3.7.1.8. Shotcrete
Concreto lanzado (shotcrete) es el nombre genérico del concreto cuyos
materiales componentes son: cemento, agregados, agua, aditivos y elementos de
refuerzo, los cuales son aplicados neumáticamente y compactados dinámicamente
a alta velocidad sobre una superficie.
La tecnología del shotcrete comprende los procesos de mezcla seca y de mezcla
húmeda.
En el proceso de mezcla seca, los componentes del shotcrete seco o ligeramente
pre-humedecidos, son alimentados a una tolva con agitación continua. El aire
comprimido es introducido a través de un tambor giratorio o caja de alimentación
para transportar los materiales en un flujo continuo hacia la manguera de suministro.
El agua es adicionado a la mezcla en la boquilla.
En el proceso de mezcla húmeda, los componentes del shotcrete y el agua son
mezclados antes de la entrega a una unidad de bombeo de desplazamiento positivo,
la cual luego suministra la mezcla hidráulicamente hacia la boquilla, donde es
añadido el aire para proyectar el material sobre la superficie rocosa.
El producto final de los procesos de shocrete ya sea seco o húmedo es similar.
El sistema de mezcla seca tiende a ser más utilizado en la minería subterránea,
debido a que generalmente usa equipos pequeños y compactos, los mismos que
pueden ser movilizados en forma relativamente fácil en la mina. El sistema de
mezcla húmeda es ideal para aplicaciones de alta producción, como en piques
40
profundos o labores de avance de gran longitud y donde los accesos permiten
operar al equipo de aplicación de shotcrete sobre una base más o menos continua.
Las decisiones para usar procesos de shotcrete seco o húmedo, son usualmente
adoptadas para cada sitio en particular.
1.3.7.1.9. Cimbras Metálicas.
Este típico sostenimiento pasivo o soporte es utilizado generalmente para el
sostenimiento permanente de labores de avance, en condiciones de masa rocosa
intensamente fracturada y/o muy débil, que le confieren calidad mala a muy mala,
sometida a condiciones de altos esfuerzos. Para lograr un control efectivo de la
estabilidad en tales condiciones de terreno, las cimbras son utilizadas debido a su
excelente resistencia mecánica y sus propiedades de deformación, lo cual
contrarresta el cierre de la excavación y evita su ruptura prematura. La ventaja es
que este sistema continúa proporcionando soporte después que hayan ocurrido
deformaciones importantes.
Las cimbras son construidas con perfiles de acero, según los requerimientos de
la forma de la sección de la excavación, es decir, en forma de baúl, herradura o
incluso circulares, siendo recomendable que éstos sean de alma llena. Hay dos
tipos de cimbras, las denominadas “rígidas” y las“deslizantes o fluyentes”. Las
primeras usan comúnmente perfiles como la W, H, e I, conformadas por dos o tres
segmentos que son unidos por platinas y pernos con tuerca. Las segundas usan
perfiles como las V y Ù, conformadas usualmente por tres segmentos que se
deslizan entre sí, sujetados y ajustados con uniones de tornillo. (5)
Figura N° 10-Cimbras Metálicas
41
Fuente: Manual de Geomecánica-Sociendad Nacional de Minería, Petroleo y
Energía (2004)
1.3.8. Rumbo:
Como ya se ha mencionado, la definición del rumbo es el ángulo, respecto al
norte, que forma la línea de intersección del estrato con un plano horizontal.
La forma más clásica de medir es buscar un plano representativo del estrato y medir
con la brújula del geólogo. Lo normal es que esta brújula tiene una tapa que se
coloca junto al plano del estrato y que la parte que contiene la brújula se puede
colocar horizontalmente
1.3.9. Buzamiento:
El buzamiento es la inclinación que muestra el estrato respecto a un plano
horizontal. La manera de medir el buzamiento es la siguiente: Se busca un plano de
estrato y se coloca el clinómetro con la parte de arriba o con la parte de abajo, según
la situación, paralelo al plano del estrato. Es importante de medir la máxima
inclinación, que es la inclinación perpendicular al rumbo. Por esta razón
normalmente primero se determina el rumbo. Si uno tiene ayuda y una tabla recta,
también se puede colocar la tabla sobre el plano y medir a lo largo de la tabla.
42
1.3.10. Dip y Dip Direction:
El tipo de notación más fácil y más eficiente. Solo dos números permiten la
descripción y definición de cualquier plano. El primer número (ejemplo: 320/...) es la
dirección de inclinación (dip direction), el valor azimutal en grados (º) hacia donde
el plano se inclina. Un plano con inclinación hacia al norte entonces tiene 0º hacia
al este corresponde a 90º; hacia al sur 180º; hacia oeste= 270º. Entonces el primer
número (la dirección de inclinación) puede llegar hasta 360º.
El manteo (inclinación) siempre es el ángulo pequeño entre la horizontal y el
plano geológico y es perpendicular al dip direction. Nunca puede ser superior de
90º.
Este tipo de notación es fácil y rápido por tener solo dos números. Es muy
recomendable usar este tipo de notación. No hay tantos errores a gracias de una
definición fácil y única.
1.3.11. Método de elementos finitos:
Un elemento finito es parte de una estructura cuyo comportamiento local
reproduce el comportamiento global del problema. El método de los elementos
finitos es una forma de obtener una solución numérica a un problema específico.
El método de elementos finitos consiste en cortar la estructura en partes
(elementos) cuyo comportamiento se describe en forma simplificada. Éstos
elementos son reconectados a través de puntos clave (nodos), los nodos y
elementos pueden ser varios cientos o miles lo que hace necesario el uso de
computadoras para su solución.
Una de las ventajas de este método es su facilidad de implementación en un
programa computacional, que a su vez es una condición básica para su utilización
ya que para el tratamiento de un problema en particular debe efectuarse un número
muy elevado de operaciones para resolver sistemas algebraicos del orden de
cientos o miles de ecuaciones. No obstante, esta cantidad no es una limitación con
las computadoras estándar de hoy. (9)
43
1.3.12. Software Dips.
Software que interpreta la información recopilada, mediante el mapeo por línea
de detalle y mapeo por celdas. Se encarga de procesar los datos estructurales de
las características geomecánicas del macizo rocoso; con ello determinará, sistemas
de familias principales, fallas y los representará mediante polos. Un detalle
importante es que nos indicará las condiciones (favorables o desfavorables) de la
excavación respecto a la o las familias de discontinuidades principales.
1.3.13. Software Phase2.
Software que analiza los cálculos tenso-deformacionales del macizo rocoso,
mediante modelos matemáticos (matriciales) como son los elementos de contorno
y los elementos finitos. El programa nos representa todas las condiciones
geomecánicas del macizo y determina la estabilidad de este, con el manejo de
etapas de operatividad y factores de seguridad respectivos.
Las modelaciones mediante el uso del software Phase2, están basadas en el
método de loes elementos finitos lo que nos permite tener un alto grado de
confiabilidad en los resultados además, nos permite determinar la estabilidad del
macizo rocoso, en relación con los abiertos máximos, factores de seguridad
respectivos y dimensionamiento del tipo de sostenimiento.
Efectuar la implementación del sostenimiento en una excavación subterránea,
tan solo con la experiencia empírica que cuente el personal en esta actividad
ocasionaría defectos o sobre dimensionamiento del sostenimiento, hacer uso del
phase2 constituye una herramienta informática que permite el mejor conocimiento
del comportamiento del material rocoso alrededor de la excavación. (7)
1.4. ENUNCIADO DEL PROBLEMA.
¿Cuál es el sostenimiento adecuado, en labores lineales convencionales en
roca tipo II y III presentes en la Unidad Minera San Antonio III-Sánchez Carrión?
44
1.5. FORMULACIÓN DE LA HIPÓTESIS.
El sostenimiento adecuado, determinado mediante el método empírico y
numérico, para roca del tipo II (Granito) en labores lineales son pernos
cementados puntuales u ocasionales de 5 pies de longitud y para roca del tipo
III (Granito) se requiere pernos cementados de 5 pies de longitud, espaciados
sistemáticamente 1.20 m x 1.20 m.
1.6. OBJETIVOS.
1.6.1. Objetivo General:
Determinar el sostenimiento adecuado para las labores lineales convencionales
en tipos de roca II y III en la Unidad Minera San Antonio III (Granito), mediante
métodos empíricos (RMR, RQD y Q) y numéricos (simulación en software Dips y
Phase2).
1.6.2. Objetivos específicos:
Obtener un modelo geomecánico de las labores de la mina.
Simular el comportamiento mecánico de los tipos de roca presentes en la unidad,
ante una excavación
Definir las direcciones de las familias de discontinuidades más importantes en la
zona.
Aplicar los métodos empíricos y numéricos de la geomecánica para determinar
un tipo de sostenimiento.
Determinar aberturas máximas y tiempos de soporte para cada tipo de roca.
45
CAPITULO II
2. MATERIALES Y METODOS
2.1. Material de Estudio
2.1.1. Universo o Población
Roca de las labores convencionales lineales de la Unidad Minera San Antonio III.
2.1.2. Muestra.
Roca del tipo II y III, de la Unidad Minera San Antonio III (Caliza y Granito)
2.1.3. Características del Material de Estudio.
Las labores convencionales lineales en estudio, denominadas según sus tres
últimos números de su coordenada norte, son: Labor 730, Labor 790 y Labor 810;
los cuales comparten el mismo diseño como:
- Ancho: 2.1 metros
- Alto: 2.1 metros
- Longitud: variable de labor en labor (Plano N°1)
- Densidad: 2.7 TM/m3
- Tipo de roca: II y III
2.1.4. Equipos e Instrumentos.
Martillo de Geólogo.
Martillo Schmith
Flexómetro.
Brújula.
Protactor.
Computadora Personal.
46
2.1.5. Software.
Phase 2 5.0
Dips 5.1
Unwedge 3.0
Microsoft Excel 2013
Autocad 2012
Microsoft Word 2013
2.2. Métodos y Procedimientos.
2.2.1. Método.
La metodología para el proceso de desarrollo del proyecto es descrita
mediante el flujograma de procesos que se representa a continuación:
FLUJOGRAMA DE LA METODOLOGÍA
Etapa 1: inicio
Etapa 2: Recopilación de Datos e
Información
Etapa 3: Selección y preparación del equipo,
para el mapeo geomecánico de las labores.
Etapa 6: Elección del tipo de sostenimiento
según ábacos de RMR y Q.
Etapa 4: determinación de las características de la roca
presente en las labores necesarias para la clasificación RMR
Etapa 5: Procesamiento de datos obtenidos, para
adquirir clasificación geomecánica según RMR, RQD y Q.
47
2.2.2. Procedimiento.
Actividades a realizar:
a.- Recopilación de datos e información: dentro de los datos a estudiar tenemos,
planos topográficos superficiales y labores subterráneas, datos geológicos, estudios
de Over-Coring Realizados en la Zona.
b.- Selección de los instrumentos para mapeo geomecánico, como: brújula, pico de
geólogo, flexómetro, lapicero de punta de titanio y tablas geomecánicas.
c.- Mapeo Geomecánico Práctico, identificando las características de la roca
presente de las labores lineales abiertas según requerimiento del RMR como:
Resistencia a la compresión Uniaxial, RQD (%), espaciamiento, condición de juntas,
presencia de agua subterránea, dirección de la abertura y dirección de las
principales familias de juntas.
d.- Procesamiento de los datos obtenidos en el mapeo geomecánico, para la
valoración y análisis del tipo de roca según RMR y Q de Barton.
e.- Elección del tipo de sostenimiento según ábacos de RMR y Q de Barton.
f.- Elección del tipo de sostenimiento por el método numérico con la ayuda del
software Dips, Phase2 y Unwedge (simulación en dichos software).
g.- Contrastación de recomendaciones y elección de los elementos necesarios para
la estabilidad de las labores en estudio.
Etapa 7: Simulación de estabilidad en
software Dips, Phase2 y Unwedge.
Etapa 8: resultados (Determinar el
sostenimiento adecuado.)
Fin
48
h.- conclusiones: se concluye que el tipo de sostenimiento adecuado para la roca
tipo II son pernos cementados puntuales de 5 pie. De longitud y para el tipo III es
pernos cementados de 5 pie espaciados sistemáticamente 1.20x1.20 m.
49
CAPITULO III
3. RESULTADOS Y DISCUCIONES
3.1. RESULTADOS.
3.1.1. Mapeo Geomecánico Práctico, Obtención de Valoración RMR y Q y
obtención de recomendación según ábaco de Q de Barton.
Para el mapeo geomecánico, se procedió de la siguiente manera: En cada labor,
se identificó dominios estructurales más resaltantes y usando los siguientes
equipos.
Brújula: para determinar la orientación de las discontinuidades (Buzamiento y
dirección de buzamiento)
Flexómetro: para determinar el espaciamiento entre fracturas, persistencia y
longitud de cada dominio estructural.
Martillo Schmith: Se tomaron 10 datos (rebotes) por cada dominio estructural y
luego con los ábacos, propios del martillo Schmith, se determinó la resistencia
a la compresión para cada dominio.
Martillo de Geólogo: para golpear la roca y determinar con cuantos golpes se
rompe la roca y correlacionar para la valoración RMR.
Se valoraron las características de la roca presente de las labores lineales
abiertas según requerimiento del RMR como: Resistencia a la compresión Uniaxial,
RQD (%), espaciamiento, condición de juntas, presencia de agua subterránea,
dirección de la abertura y dirección de las principales familias de juntas.
Posteriormente se ha procesado los resultados, obteniendo valores de RMR y Q
para cada dominio estructural presente en cada labor, para luego obtener la
recomendación según el ábaco de Q de Barton para el sostenimiento; así como
Spam máximo y mínimo y sus respectivos tiempos de autosoporte.
50
Figura N° 11 – Abaco de Span y Tiempo de Autosoporte
Fuente: Hernán J.-Introducción a la Ingeniería de Túneles” (2004)
51
Figura N° 12 – Abaco de Elección de Sostenimiento con Valoración Q
Fuente: Hernán J.-Introducción a la Ingeniería de Túneles” (2004)
Los resultados de cada labor se muestran a continuación:
3.1.2.1. Labor 730. ( Ver Plano 1, de ubicación)
DISEÑO DE SOSTENIMIENTO EN LABORES MINERAS SUBTERRANEAS
PERNO D
E 1
.0 X
1.0
m
CON M
ALLA
PERNO D
E 1
.2 X
1.2
m
RECOMENDABLE
EXCAVACION NO
CIM
BRA a
1.0
m
o C
UADRO A
1.0
m
PERNO D
E 1
.0 X
1.0
m
y S
H(f) (15 c
m
)
O C
IM
BRA a
1.5
m
o C
UADRO a
1.5
m
PERNO D
E 1
.0 X
1.0
m
y S
H(f) (10 c
m
)
ESR
____LUZ
T/MP
RMR=
Q= 0.01
8
5
2
1
=3.0(Lab. Temp.)
FIBRA DE REFUERZO
SH(f) = SHOTCRETE CON
=2.0(Lab. Vert.)
ESR=1.6(Lab. Perm.)
15
F/PF/MP
TIPO DE ROCA SEGUN INDICE G.S.I. (modificado)
IF/MP
T/P
MF/MP
IF/P
SPM
MF/P
IF/R
MF/R
IF/B
(RELACIONES EMPIRICAS APROX.)
PERNO DE 1.0 X 1.0 m
y SH(f) (5 cm
)
PERNO DE 1.0 X 1.0 m
Y SH(5 cm
)
Indice GSI = RMR (seco) -5
Indice RMR = 9 LnQ + 44
Indice Q = RQD/Jn * Jr/Ja * Jw/SRF
0.1
25
1
45
LF/P
LF/R
F/B
F/R
MF/B
M/R
LF/B
PERNO OCACIONAL
SIN SOPORTE O
labor mayor de 5.5m = 3.0m
labor entre 4.5m y 5.5m =2.4m
labor entre 3.5m y 4.5m =1.8m
labor entre 2.5m y 3.5m =1.5m
labor menor 2.5 m= 1.2m
LONGITUD DE PERNOS
PERNO D
E 1
.5 X
1.5
m
10
65
100
85
52
Tabla N° 7 – Familia de Fracturas Labor 730
3.1.2.1.1. Dominio 1 ( Ver Plano 1, de ubicación)
Tabla N° 8 – Valoración RMR Dom 1 Lab. 730
Descripción Distancia Observaciones
dip 25
dip direction 142
dip 76
dip direction 350
dip 36
dip direction 95
dip 89
dip direction 183
dip 83
dip direction 245
dip 24
dip direction 55
dip 85
dip direction 232
dip 76
dip direction 305
dip 14
dip direction 91
Fam. 2
Parámetros
fractura 118 m.
Fam. 1dom3
dom3
dom4
dom4
dom4
dom6
Fam. 2dom6
Fam. 1
Fam. 1
Fam. 2
Fam. 3
Fam. 3dom6
DOM 1: 0-19 m.
R.COMPRE.UNIAX (Mpa) 12
Disc/mt lineal 25
RQD (%) 18.4 % 3
5
PERSISTENCIA 4
APERTURA 6
RUGOSIDAD 3
RELLENO 4
INTEMPERIZACION. 5
15
-5
PARAMETRO VALOR SEGÚN RMR OBSERVACIONES
ESPACIAMIENTO (m)
CONDICION
DE
JUNTAS
AGUA SUBTERRANEA
CORRECCION POR BUZAMIENTO
53
3.1.2.1.2. Dominio 2 ( Ver Plano 1, de ubicación)
Tabla N° 9 – Valoración RMR Dom 2 Lab. 730
RMR 52
Clasifiación III A
Q 2.43
Máximo abierto 2.28
Span max (m.) 11
Tiempo Auto soporte (Hr) 55
Span min (m.) 2.5
Tiempo Auto soporte (Hr) 1000
Perno de
1.2x1.2m. De
espaciamiento y
1.2 m de long.
Sost. Recomendado
DOM 2: 19-29 m.
R.COMPRE.UNIAX (Mpa) 12
Disc/mt lineal 27
RQD (%) 11.04 Mpa 3
5
PERSISTENCIA 2
APERTURA 6
RUGOSIDAD 3
RELLENO 4
INTEMPERIZACION. 5
15
-2
PARAMETRO VALOR SEGÚN RMR
ESPACIAMIENTO (m)
OBSERVACIONES
CONDICION
DE
JUNTAS
AGUA SUBTERRANEA
CORRECCION POR BUZAMIENTO
54
3.1.2.1.3. Dominio 3 ( Ver Plano 1, de ubicación)
Tabla N° 10 – Valoración RMR Dom 3 Lab. 730
RMR 53
Clasifiación III A
Q 2.72
Máximo abierto 2.39
Span max (m.) 9
Tiempo Auto soporte (Hr) 20
Span min (m.) 2
Tiempo Auto soporte (Hr) 35
Sost. Recomendado
Perno de
1.2x1.2m. De
espaciamiento y
1.2 m de long.
RMR 58
Clasifiación III A
Q 4.74
Máximo abierto 2.98
Span max (m.) 16
Tiempo Auto soporte (Hr) 300
Span min (m.) 2.9
Tiempo Auto soporte (Hr) 5000
Sost. RecomendadoPernos
puntuales
DOM 3: 29-…
R.COMPRE.UNIAX (Mpa) 12
Disc/mt lineal 10
RQD (%) 73.6 Mpa 13
8
PERSISTENCIA 2
APERTURA 1
RUGOSIDAD 3
RELLENO 1
INTEMPERIZACION. 5
15
-2
VALOR
SEGÚN RMROBSERVACIONES
ESPACIAMIENTO (m)
PARAMETRO
CONDICION
DE
JUNTAS
AGUA SUBTERRANEA
CORRECCION POR BUZAMIENTO
55
DISEÑO DE SOSTENIMIENTO EN LABORES MINERAS SUBTERRANEAS
PERNO D
E 1
.0 X
1.0
m
CON M
ALLA
PERNO D
E 1
.2 X
1.2
m
RECOMENDABLE
EXCAVACION NO
CIM
BRA a
1.0
m
o C
UADRO A
1.0
m
PERNO D
E 1
.0 X
1.0
m
y S
H(f) (15 c
m
)
O C
IM
BRA a
1.5
m
o C
UADRO a
1.5
m
PERNO D
E 1
.0 X
1.0
m
y S
H(f) (10 c
m
)
ESR
____LUZ
T/MP
RMR=
Q= 0.01
8
5
2
1
=3.0(Lab. Temp.)
FIBRA DE REFUERZO
SH(f) = SHOTCRETE CON
=2.0(Lab. Vert.)
ESR=1.6(Lab. Perm.)
15
F/PF/MP
TIPO DE ROCA SEGUN INDICE G.S.I. (modificado)
IF/MP
T/P
MF/MP
IF/P
SPM
MF/P
IF/R
MF/R
IF/B
(RELACIONES EMPIRICAS APROX.)
PERNO DE 1.0 X 1.0 m
y SH(f) (5 cm
)
PERNO DE 1.0 X 1.0 m
Y SH(5 cm
)
Indice GSI = RMR (seco) -5
Indice RMR = 9 LnQ + 44
Indice Q = RQD/Jn * Jr/Ja * Jw/SRF
0.1
25
1
45
LF/P
LF/R
F/B
F/R
MF/B
M/R
LF/B
PERNO OCACIONAL
SIN SOPORTE O
labor mayor de 5.5m = 3.0m
labor entre 4.5m y 5.5m =2.4m
labor entre 3.5m y 4.5m =1.8m
labor entre 2.5m y 3.5m =1.5m
labor menor 2.5 m= 1.2m
LONGITUD DE PERNOS
PERNO D
E 1
.5 X
1.5
m
10
65
100
85
Figura N° 32 – Elección del Sostenimiento de la Lab. 730
DISEÑO DE SOSTENIMIENTO EN LABORES MINERAS SUBTERRANEAS
PERNO D
E 1
.0 X
1.0
m
CON M
ALLA
PERNO D
E 1
.2 X
1.2
m
RECOMENDABLE
EXCAVACION NO
CIM
BRA a
1.0
m
o C
UADRO A
1.0
m
PERNO D
E 1
.0 X
1.0
m
y S
H(f) (15 c
m
)
O C
IM
BRA a
1.5
m
o C
UADRO a
1.5
m
PERNO D
E 1
.0 X
1.0
m
y S
H(f) (10 c
m
)
ESR
____LUZ
T/MP
RMR=
Q= 0.01
8
5
2
1
=3.0(Lab. Temp.)
FIBRA DE REFUERZO
SH(f) = SHOTCRETE CON
=2.0(Lab. Vert.)
ESR=1.6(Lab. Perm.)
15
F/PF/MP
TIPO DE ROCA SEGUN INDICE G.S.I. (modificado)
IF/MP
T/P
MF/MP
IF/P
SPM
MF/P
IF/R
MF/R
IF/B
(RELACIONES EMPIRICAS APROX.)
PERNO DE 1.0 X 1.0 m
y SH(f) (5 cm
)
PERNO DE 1.0 X 1.0 m
Y SH(5 cm
)
Indice GSI = RMR (seco) -5
Indice RMR = 9 LnQ + 44
Indice Q = RQD/Jn * Jr/Ja * Jw/SRF
0.1
25
1
45
LF/P
LF/R
F/B
F/R
MF/B
M/R
LF/B
PERNO OCACIONAL
SIN SOPORTE O
labor mayor de 5.5m = 3.0m
labor entre 4.5m y 5.5m =2.4m
labor entre 3.5m y 4.5m =1.8m
labor entre 2.5m y 3.5m =1.5m
labor menor 2.5 m= 1.2m
LONGITUD DE PERNOS
PERNO D
E 1
.5 X
1.5
m
10
65
100
85
Dom 1 y 2
Dom 3
RMR=58
RMR=53
56
3.1.2.2. Labor 790. ( Ver Plano 1, de ubicación)
Tabla N° 11 – Familia de Fracturas Labor 790
3.1.2.2.1. Dominio 1 ( Ver Plano 1, de ubicación)
Tabla N° 12 – Valoración RMR Dom 1 Lab. 790
Descripción Distancia observaciones
dip 62
dip direction 65
dip 88
dip direction 151
dip 85
dip direction 140
dip 79
dip direction 152
dip 21
dip direction 349
Fam. 2
Parámetros
Fam. 1
Fam. 1
dom 1
dom2
dom2
dom2
dom2
Fam. 3
Fam. 4
R.COMPRE.UNIAX (Mpa) 7
Disc/mt lineal 18
RQD (%) 44.16 Mpa 8
5
PERSISTENCIA 4
APERTURA 4
RUGOSIDAD 3
RELLENO 5
INTEMPERIZACION. 3
15
-2
PARAMETRO VALOR SEGÚN RMR OBSERVACIONES
ESPACIAMIENTO (m)
CONDICION
DE
JUNTAS
AGUA SUBTERRANEA
CORRECCION POR BUZAMIENTO
57
3.1.2.2.2. Dominio 2 ( Ver Plano 1, de ubicación)
Tabla N° 13 – Valoración RMR Dom 2 Lab. 790
RMR 52
Clasifiación III A
Q 2.43
Máximo abierto 2.28
Span max (m.) 11
Tiempo Auto soporte (Hr) 55
Span min (m.) 2.5
Tiempo Auto soporte (Hr) 1000
Sost. RecomendadoPerno de 1.2x1.2m. De
espaciamiento y 1.2 m
de long.
R.COMPRE.UNIAX (Mpa) 12
Disc/mt lineal 7
RQD (%) 84.64 Mpa 17
8
PERSISTENCIA 4
APERTURA 1
RUGOSIDAD 3
RELLENO 2
INTEMPERIZACION. 5
15
-5
PARAMETROVALOR
SEGÚN RMR
ESPACIAMIENTO (m)
OBSERVACIONES
CONDICION
DE
JUNTAS
AGUA SUBTERRANEA
CORRECCION POR BUZAMIENTO
58
3.1.2.2.3. Dominio 3 ( Ver Plano 1, de ubicación)
Tabla N° 14 – Valoración RMR Dom 3 Lab. 790
RMR 62
Clasifiación II B
Q 7.39
Máximo abierto 3.56
Span max (m.) 16
Tiempo Auto soporte (Hr) 300
Span min (m.) 3
Tiempo Auto soporte (Hr) 8000
Sost. Recomendado Pernos
Puntuales
R.COMPRE.UNIAX (Mpa) 7
Disc/mt lineal 0
RQD (%) - 8
5
PERSISTENCIA 4
APERTURA 6
RUGOSIDAD 5
RELLENO 2
INTEMPERIZACION. 5
15
-5
VALOR SEGÚN RMR
ESPACIAMIENTO (m)
PARAMETRO
CONDICION
DE
JUNTAS
AGUA SUBTERRANEA
CORRECCION POR BUZAMIENTO
RMR 52
Clasifiación III A
Q 2.43
Máximo abierto 2.28
Span max (m.) 7.8
Tiempo Auto soporte (Hr) 8
Span min (m.) 1.8
Tiempo Auto soporte (Hr) 90
Sost. RecomendadoPerno de 1.2x1.2m. De
espaciamiento y 1.2 m
de long.
59
3.1.2.2.4. Dominio 4 ( Ver Plano 1, de ubicación)
Tabla N° 15– Valoración RMR Dom 4 Lab. 790
R.COMPRE.UNIAX (Mpa) 12
Disc/mt lineal 10
RQD (%) 73.6 Mpa 13
8
PERSISTENCIA 2
APERTURA 6
RUGOSIDAD 3
RELLENO 4
INTEMPERIZACION. 5
15
-5
PARAMETROVALOR
SEGÚN RMR
ESPACIAMIENTO (m)
OBSERVACIONES
CONDICION
DE
JUNTAS
AGUA SUBTERRANEA
CORRECCION POR BUZAMIENTO
RMR 63
Clasifiación II B
Q 8.26
Máximo abierto 3.72
Span max (m.) 16
Tiempo Auto soporte (Hr) 300
Span min (m.) 3
Tiempo Auto soporte (Hr) 8000
Pernos
puntuales
Sost. Recomendado
60
Figura N° 33 – Elección del Sostenimiento de la Lab. 790
DISEÑO DE SOSTENIMIENTO EN LABORES MINERAS SUBTERRANEAS
PERNO D
E 1
.0 X
1.0
m
CON M
ALLA
PERNO D
E 1
.2 X
1.2
m
RECOMENDABLE
EXCAVACION NO
CIM
BRA a
1.0
m
o C
UADRO A
1.0
m
PERNO D
E 1
.0 X
1.0
m
y S
H(f) (15 c
m
)
O C
IM
BRA a
1.5
m
o C
UADRO a
1.5
m
PERNO D
E 1
.0 X
1.0
m
y S
H(f) (10 c
m
)
ESR
____LUZ
T/MP
RMR=
Q= 0.01
8
5
2
1
=3.0(Lab. Temp.)
FIBRA DE REFUERZO
SH(f) = SHOTCRETE CON
=2.0(Lab. Vert.)
ESR=1.6(Lab. Perm.)
15
F/PF/MP
TIPO DE ROCA SEGUN INDICE G.S.I. (modificado)
IF/MP
T/P
MF/MP
IF/P
SPM
MF/P
IF/R
MF/R
IF/B
(RELACIONES EMPIRICAS APROX.)
PERNO DE 1.0 X 1.0 m
y SH(f) (5 cm
)
PERNO DE 1.0 X 1.0 m
Y SH(5 cm
)
Indice GSI = RMR (seco) -5
Indice RMR = 9 LnQ + 44
Indice Q = RQD/Jn * Jr/Ja * Jw/SRF
0.1
25
1
45
LF/P
LF/R
F/B
F/R
MF/B
M/R
LF/B
PERNO OCACIONAL
SIN SOPORTE O
labor mayor de 5.5m = 3.0m
labor entre 4.5m y 5.5m =2.4m
labor entre 3.5m y 4.5m =1.8m
labor entre 2.5m y 3.5m =1.5m
labor menor 2.5 m= 1.2m
LONGITUD DE PERNOS
PERNO D
E 1
.5 X
1.5
m
10
65
100
85
Dom 1 y 3 Dom 2 y 4
Dom 2 y 4
Dom 1 y 3
61
3.1.2.3. Labor 810. ( Ver Plano 1, de ubicación)
Tabla N° 16 – Familia de Fracturas Labor 810
3.1.2.3.1. Dominio 1 ( Ver Plano 1, de ubicación)
Tabla N° 17 – Valoración RMR Dom 1 Lab. 810
Descripción Distancia observaciones
dip 87
dip direction 150
dip 83
dip direction 242
dip 30
dip direction 110
dip 56
dip direction 201
dip 31
dip direction 61
dip 78
dip direction 155
dip 62
dip direction 4
Fam. 3
Parámetros
Fam. 1
Fam. 2
dom1
dom1
dom1
DIRECCION DE LAS PRINCIPALES DISCONTINUIDADES
dom2
dom2
dom2
potencia 4 ctmfalla menor
38 m.
Fam. 1
Fam. 2
Fam. 3
R.COMPRE.UNIAX (Mpa) 7
Disc/mt lineal 8
RQD (%) 80.96 % 17
8
PERSISTENCIA 4
APERTURA 0
RUGOSIDAD 3
RELLENO 2
INTEMPERIZACION. 5
15
-5
PARAMETRO VALOR SEGÚN RMR OBSERVACIONES
ESPACIAMIENTO (m)
CONDICION
DE
JUNTAS
AGUA SUBTERRANEA
CORRECCION POR BUZAMIENTO
62
3.1.2.3.2. Dominio 2 ( Ver Plano 1, de ubicación)
Tabla N° 17 – Valoración RMR Dom 1 Lab. 810
RMR 56
Clasifiación III A
Q 3.79
Máximo abierto 2.73
T. Autosostenimiento
Span max (m.) 15
Tiempo Auto soporte (Hr) 200
Span min (m.) 2.8
Tiempo Auto soporte (Hr) 3800
Sost. Recomendado Pernos
puntuales
R.COMPRE.UNIAX (Mpa) 15
Disc/mt lineal 8
RQD (%) 80.96 % 17
8
PERSISTENCIA 4
APERTURA 0
RUGOSIDAD 3
RELLENO 2
INTEMPERIZACION. 5
15
-5
PARAMETROVALOR
SEGÚN RMR
ESPACIAMIENTO (m)
OBSERVACIONES
CONDICION
DE
JUNTAS
AGUA SUBTERRANEA
CORRECCION POR BUZAMIENTO
RMR 64
Clasifiación II B
Q 9.23
Máximo abierto 3.89
T. Autosostenimiento
Span max (m.) 16
Tiempo Auto soporte (Hr) 300
Span min (m.) 3
Tiempo Auto soporte (Hr) 8000
Sost. Recomendado Pernos
puntuales
63
Figura N° 34 – Elección del Sostenimiento de la Lab. 810
Dom 2
Dom 1
DISEÑO DE SOSTENIMIENTO EN LABORES MINERAS SUBTERRANEAS
PERNO D
E 1
.0 X
1.0
m
CON M
ALLA
PERNO D
E 1
.2 X
1.2
m
RECOMENDABLE
EXCAVACION NO
CIM
BRA a
1.0
m
o C
UADRO A
1.0
m
PERNO D
E 1
.0 X
1.0
m
y S
H(f) (15 c
m
)
O C
IM
BRA a
1.5
m
o C
UADRO a
1.5
m
PERNO D
E 1
.0 X
1.0
m
y S
H(f) (10 c
m
)
ESR
____LUZ
T/MP
RMR=
Q= 0.01
8
5
2
1
=3.0(Lab. Temp.)
FIBRA DE REFUERZO
SH(f) = SHOTCRETE CON
=2.0(Lab. Vert.)
ESR=1.6(Lab. Perm.)
15
F/PF/MP
TIPO DE ROCA SEGUN INDICE G.S.I. (modificado)
IF/MP
T/P
MF/MP
IF/P
SPM
MF/P
IF/R
MF/R
IF/B
(RELACIONES EMPIRICAS APROX.)
PERNO DE 1.0 X 1.0 m
y SH(f) (5 cm
)
PERNO DE 1.0 X 1.0 m
Y SH(5 cm
)
Indice GSI = RMR (seco) -5
Indice RMR = 9 LnQ + 44
Indice Q = RQD/Jn * Jr/Ja * Jw/SRF
0.1
25
1
45
LF/P
LF/R
F/B
F/R
MF/B
M/R
LF/B
PERNO OCACIONAL
SIN SOPORTE O
labor mayor de 5.5m = 3.0m
labor entre 4.5m y 5.5m =2.4m
labor entre 3.5m y 4.5m =1.8m
labor entre 2.5m y 3.5m =1.5m
labor menor 2.5 m= 1.2m
LONGITUD DE PERNOS
PERNO D
E 1
.5 X
1.5
m
10
65
100
85
Dom 1 Dom 2
64
3.1.3. Resumen de RMR
3.1.3.1. Labor 730
DOMINIO VALORACION RMR CLASIFICACION
1 52 IIIA
2 53 IIIA
3 58 IIIA
3.1.3.2. Labor 790
DOMINIO VALORACION RMR CLASIFICACION
1 52 IIIA
2 62 IIB
3 52 IIIA
4 63 IIB
3.1.3.3. Labor 810
DOMINIO VALORACION RMR CLASIFICACION
1 56 IIIA
2 64 IIB
3.1.4. Obtención de la recomendación de sostenimiento por el método
numérico.
Con los datos obtenidos anteriormente, procedemos a la simulación, primero en
Dips determinando un diagrama de Rossete, para analizar cómo está la dirección
de la labor respecto a las familias de discontinuidades en cada dominio estructural,
de cada labor.
Luego simulamos en Phase2 el sostenimiento adecuado para cada tipo de roca
y así poder tener un factor de seguridad mayor a 1.5 en cada labor.
65
Por último simulamos en Unwedge, los posibles bloques que pueden existir en las
labores, de acuerdo a las familias predominantes.
3.1.4.1. Labor 730
3.1.4.1.1. Dominio 1 ( Ver Figura 23, de ubicación)
Figura N° 13 Diagrama Rossete-Simulación Phase2-Simulación UnWedge-Dom1
Lab. 730
Análisis de Presencia de Cuñas
Diagrama de Rosette Simulación Phase2
66
3.1.4.1.2. Dominio 2 ( Ver Figura 23, de ubicación)
Figura N° 14 Diagrama Rossete-Simulación Phase2-Simulación UnWedge-Dom2
Lab. 730
Análisis de Presencia de Cuñas
Diagrama de Rosette Simulación Phase2
67
3.1.4.1.3. Dominio 3 ( Ver Figura 23, de ubicación)
Figura N° 15 Diagrama Rossete-Simulación Phase2-Simulación UnWedge-Dom3
Lab. 730
Análisis de Presencia de Cuñas
Diagrama de Rosette Simulación Phase2
68
3.1.4.2. Labor 790
3.1.3.2.1 Dominio 1 ( Ver Figura 24, de ubicación)
Figura N° 16 Diagrama Rossete-Simulación Phase2-Simulación UnWedge-Dom1
Lab. 790
3.1.3.2.2 Dominio 2 ( Ver Figura 24, de ubicación)
Análisis de Presencia de Cuñas
Diagrama de Rosette Simulación en Phase2
69
Figura N° 17 Diagrama Rossete-Simulación Phase2-Simulación UnWedge-Dom2
Lab. 790
3.1.3.2.3. Dominio 3 ( Ver Figura 24, de ubicación)
Análisis de Presencia de Cuñas
Diagrama de Rosette Simulación en Phase2
70
Figura N° 18 Diagrama Rossete-Simulación Phase2-Simulación UnWedge-Dom3
Lab. 790
3.1.3.2.4. Dominio 4 ( Ver Figura 24, de ubicación)
Análisis de Presencia de Cuñas
Diagrama de Rosette Simulación en Phase2
71
Figura N° 19 Diagrama Rossete-Simulación Phase2-Simulación UnWedge-Dom4
Lab. 790
3.1.3.3 Labor 810
3.1.3.3.1 Dominio 1 ( Ver Figura 25, de ubicación)
Figura N° 20 Diagrama Rossete-Simulación Phase2-Simulación UnWedge-Dom1
Lab. 810
Diagrama de Rosette Simulación en Phase2
Análisis de Presencia de Cuñas
Diagrama de Rosette Simulación en Phase2
72
3.1.3.3.2 Dominio 2 ( Ver Figura 25, de ubicación)
Figura N° 21 Diagrama Rossete-Simulación Phase2-Simulación UnWedge-Dom2
Lab. 810
Análisis de Presencia de Cuñas
Diagrama de Rosette Simulación en Phase2
73
Resumen de la simulación:
Dominio Labor 730 F.S. Sostenimiento Recomendado
Análisis de Presencia de Cuñas
74
Dom 1 2 Perno de 1.2x1.2m. De
espaciamiento y 1.2 m de long.
Dom 2 2 Perno de 1.2x1.2m. De
espaciamiento y 1.2 m de long.
Dom 3 2 Pernos puntuales
Dominio Labor 790 F.S. Sostenimiento Recomendado
Dom 1 2 Perno de 1.2x1.2m. De
espaciamiento y 1.2 m de long.
Dom 2 1.57 Pernos puntuales
Dom 3 2 Perno de 1.2x1.2m. De
espaciamiento y 1.2 m de long.
Dom 4 1.57-2.35 Pernos puntuales
Dominio Labor 810 F.S. Sostenimiento Recomendado
Dom 1 2 Perno de 1.2x1.2m. De
espaciamiento y 1.2 m de long.
Dom 2 1.57-2.35 Pernos puntuales
3.2. Discusión
75
Contrastación de recomendación entre método empírico y numérico.
De acuerdo al factor de seguridad obtenido, después de simular en el Phase2
cada dominio estructural, la excavación queda estable en un margen mayor a
1.5 que es lo mínimo que se exige para poder tener un ambiente de trabajo
seguro.
El método empírico, nos sirve de apoyo para las simulaciones.
Comparando el método tradicional de selección de sostenimiento, que se realiza
a través de los ábacos, y el método numérico de elementos finitos realizado en
los software mencionados; se puede notar que las simulaciones presentan
considerables ventajas, debido al análisis en macro y considera variables
importantes como son la dirección de los esfuerzos principales existentes en la
zona
76
CAPITULO IV
4. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES.
4.1. CONCLUSIONES
Según las simulaciones realizadas, el sostenimiento adecuado para roca del
tipo II en labores lineales son pernos cementados puntuales u ocasionales de 5
pies de longitud y para roca del tipo III se requiere pernos cementados de 5 pies
de longitud, espaciados sistemáticamente 1.20 m x 1.20 m.
Aseguramos un factor de seguridad mayor a 1.5, lo cual concluimos que las
labores (2.1m x 2.1m en forma de herradura, presentes en la zona de estudio)
serán estables.
4.2. RECOMENDACIONES
Realizar un mapeo geomecánico, en cada labor nueva y simular cada situación
para tener la seguridad que trabajamos en condiciones seguras.
Se recomienda siempre realizar las simulaciones, de acuerdo a los esfuerzos
principales presentes en la zona.
Realizar una zonificación en tres dimensiones de la zona de estudio, de las
características geomecánicas presentes en el área.
77
CAPITULO V
5.1 REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS
1. Ballón, J., Cabanillas, J., (2009) Sostenimiento Según El Estado Tensional De La
Construcción De La Cámara De Control. Perú
2. Cueva, C., (1999) Mecánica de Rocas. Perú
3. Gonzáles de Vallejo, L. (2002) Ingeniería Geológica. España: Madrid.
4. Geomecánica Latina S.A. (2006) Resultado de Mediciones de Esfuerzos
Tectónicos In-Situ Cordillera Andina, Sector Batolito de Pataz, Mina Papagayo,
Veta Jimena Compañía Minera Poderosa. Perú.
5. Sociedad Nacional de Minería Petróleo y Energía (2004) Manual de
Geomecánica aplicada a la prevención de accidentes por caída de rocas. Perú
6. Hernán, J. (2004). “Introducción a la Ingeniería de Túneles”. Quito-Ecuador.
7. Ortiz, J. (2003). “Aplicaciones industriales del método de los elementos finitos”.
Trujillo-Perú.
8. Nerio, R. (1994). Excavación y Sostenimiento de Túneles en Roca.
9. Vallejo, C. (2003). “Curso teórico práctico de Geomecánica y Sostenimiento”.
México
10. Brojam-Das (2001). “Fundamentos de Ingeniería Geotécnica”. México
11. Engineering Rock Mechanics, Hudson, J. & Harrison, J., 1997, Pergamon.
12. Diseño de explotaciones e infraestructuras Mineras Subterráneas – Escuela
Técnica Superior de Ingenieros de Mina, Universidad Politécnica de Madrid, 2001
ANEXOS
78
ANEXO I
DESCRIPCION GENERAL DEL PROYECTO.
1. Aspectos generales.
1.1. Ubicación.
La unidad minera se encuentra ubicada en el distrito de Cochorco, Provincia
Sánchez Carrión, Departamento de La Libertad, a una altitud promedio de
aproximadamente 1500 m.s.n.m. en las siguientes coordenadas (UTM-
PSAD56) y cubre una extensión de 687.52 Has.
Este Norte Vértice
205,150.74 9,145,247.84 1
206,088.52 9,142,005.88 2
206,143.01 9,141,313.56 3
204,149.17 9,141,156.65 4
203,835.34 9,145,144.32 5
2. Planos topográficos.
79
Para empezar el estudio es necesario ubicarnos en el espacio y para eso
tenemos que agenciarnos de planos topográficos tanto superficiales como de las
labores subterráneas en donde se realizará el estudio.
Figura N° 22 Plano Topográfico Superficial
80
81
Lab. 730
Lab. 790
Lab. 810 Ascentadas
sobre
Calizas y
Granito
82
Figura N° 23 Plano Topográfico Labor 730
Figura N° 24 Plano Topográfico Labor 790
83
Figura N° 25 Plano Topográfico Labor 810
3. Geología.
3.1. Geología Regional.
La zona está ubicada en el cuadrángulo de Pataz 16 h, dentro de ésta se
puede apreciar la unidad minera se asienta sobre los siguientes horizontes.
Complejo Marañón (Pe-cma).
Formación Pucará (Trji-p).
Grupo Mitu (Ps-mi)
Grupo Copacabana (Pi-co)
84
Figura N° 26 Plano de Geología Regional
I. Complejo Marañón.
La base de la columna estratigráfica de la región está formada por un complejo
metamórfico al cual se da el nombre del Complejo del Marañón. Las rocas del
complejo afloran a lo largo del río Marañón sobre un ancho aproximado de 15 Km.
El profundo corte del valle del Marañón permite la observación de un grosor máximo
de más de 2 Km. En éste complejo metamórfico se distinguen tres unidades, pero
no se ha podido descubrir las relaciones estratigráficas entre ellas. Lo cierto es que
la unidad inferior consiste en mica-esquistos, sobre la cual aflora una filita negra y
localmente una meta-andesita verdosa. Las relaciones entre éstas dos últimas
quedan desconocidas, pero la presencia de intercalaciones esquistosas dentro de
la meta-andesita, sugiere que estratigráficamente ésta viene entre el mica-esquisto
y la filita. Por lo tanto, el orden supuesto de las unidades del Complejo del Marañón
es:
Filita negra
Meta-andesita verdosa
Mica-esquisto gris verdoso
85
II. Formación Pucará.
En el cuadrángulo de Pataz aflora una unidad de calizas que, a base de litología,
edad y posición estratigráfica, se correlaciona con el grupo Pucará de MacLaughlin
(1924), que tiene un desarrollo amplio en los Andes centrales.
El grupo Pucará se encuentra en tres lugares del cuadrángulo de Pataz. El
aflora- miento más extenso forma la parte alta del lado occidental del valle del
Marañón, entre el río Chusgón y los alrededores de Molino Viejo. Otra exposición
de dichas calizas se encuentra en la margen oriental del Marañón, cerca de
Calemar, formando parte de una faja extensa del grupo. El tercer afloramiento
también se halla en la margen oriental del Marañón, al Sur del anterior, entre las
localidades de Vijos y Chagual.
Se ha estimado la siguiente sección en la pared septentrional de la quebrada
Condormarca, cerca de Calemar.
Caliza gris y negra, bituminosa, bien estratificada en capas delgadas y con
pequeños lentes de sílice negro............................................. 320 m.
Discordancia
Caliza gris clara, en bancos gruesos, en partes silicificada y con abundante
nódulos de sílice blanco....................................................... 140 m.
Sin embargo, 5 Km. al Sur de ésta sección, el grupo Pucará está representado
por solamente 12 m. de conglomerado basal y 45 m. de caliza. Más al Sur todavía,
donde la quebrada Yalen desemboca en el río Marañón, cerca de Llautobamba, el
grupo Pucará no está tan completo y el grosor total no pasa de los 300 m. Siguiendo
el afloramiento hacia el Norte el grosor disminuye hasta que las calizas desaparecen
completamente.
86
Como se nota en la sección de la quebrada Condormarca, el grupo Pucará
consiste de dos litologías distintas. La inferior se caracteriza por su estratificación
maciza, su color gris claro y el contenido de sílice blanco. La unidad superior es
típicamente una caliza negra y fétida, en capas delgadas y con intercalaciones de
lutita negra. La sílice no es tan abundante y ocurre como lentes delgados y oscuros
en los planos de estratificación. Es difícil distinguir esta unidad de la formación
Pariatambo del Albiano, porque ambas se componen de calizas y lutitas
bituminosas en capas delgadas. Para distinguirlas es necesario recurrir a un
estudio de los fósiles.
En algunas partes de los afloramientos del grupo se encuentra solamente la
unidad inferior de calizas macizas, la caliza bituminosa ha sido erosionada antes
de la deposición del Cretáceo inferior.
Las relaciones estratigráficas del grupo Pucará son las siguentes: yace
directamente encima del grupo Mitu con discordancia paralela; sin embargo, como
se ha mencionado, hay una ligera discordancia angular entre los dos grupos en la
vecindad de Llautobamba. A corta distancia al norte de Llaupuy, en la ribera del río
Marañón, el grupo Pucará descansa directamente encima del Precambriano.
El contacto superior de las calizas con las areniscas del Cretáceo inferior, es
generalmente una discordancia ligeramente angular. Esta relación se aprecia muy
bien en la quebrada Condormarca, donde se nota claramente que hay ángulos
hasta de 20° entre el Cretáceo y las calizas subyacentes. El único sitio donde el
grupo Pucará no está cubierto por el Cretáceo inferior es el valle del río Chusgón,
cerca de la hacienda Marcabal, donde las calizas yacen debajo de conglomerados
de la formación Rosa del Cretáceo medio, con discordancia angular.
III. Grupo Mitu.
87
En algunas áreas del cuadrángulo aflora una formación paleozoica de areniscas
y conglomerados de un color rojo oscuro que se ha correlacionado con la formación
Mitu (MacLaughlin, 1924) de los Andes centrales, formación que posteriormente fue
elevado a la categoría de grupo por Newell, Chronic, y Roberts (1949). El grupo
aflora desde el río Chusgón en el Norte, hasta los alrededores de Sartimbamba, en
el Sur. Otros afloramientos más restringidos de la misma unidad se encuentran entre
las localidades de Vijus y Chagual, en la quebrada Condormarca y en el valle del
río Chusgón.
En el cuadrángulo de Pataz el grupo Mitu no alcanza el desarrollo formidable que
tiene en los Andes centrales, en lugar de cientos o miles de metros de grosor de
capas rojas y derrames volcánicos, afloran en promedio 200 m. de areniscas y
conglomerados. En la quebrada Condormarca se ha estimado la siguiente sección
del grupo Mitu:
Arenisca, limolita y conglomerado, rojo oscuros bien estratificados en capas
delgadas a medianas........................................ ....70-80 m.
Conglomerado macizo, rojo oscuro, compuesto de elementos gruesos, por
intemperismo da un color casi negro.......................................... 15 m.
El conglomerado basal del grupo se compone de elementos subredondeados de
caliza presumiblemente de la formación Copacabana, arenisca parda, andesita
rosada y roca metamórfica, en una matriz de arenisca arcósica. Cerca de
Angasllanche el grupo Mitu alcanza un mayor desarrollo y llega a un grosor
aproximado de 180 m., aunque en éste lugar no se encuentra un conglomerado
basal comparable al de la quebrada Condormarca, la litología general del grupo es
la misma, con areniscas y conglomerados de un color rojo oscuro. Los
conglomerados Mitu se distinguen fácilmente de los del grupo Ambo por su color
rojizo y su menor grado de compactación. Los cantos de andesita roja o morada son
bastante comunes en el conglomerado; sin embargo, no hay ningún sitio en todo el
88
cuadrángulo donde se observan derrames volcánicos, o “sills” intercalados con los
clásticos.
El grupo Mitu sobreyace a unidades tan diferentes como la formación
Copacabana, el grupo Ambo y el basamento precambriano. El afloramiento más
Noroccidental del grupo yace sobre calizas de la formación Copacabana con una
pequeña discordancia paralela, pero entre Vijus y Chagual, y entre el río Chusgón
y Llautobamba, las capas rojas se sobreponen directamente encima del grupo
Ambo, con discordancia paralela.
En el centro del cuadrángulo, por ejemplo alrededor de Sartimbamba, el grupo
Mitu yace sobre el Precambriano con discordancia angular bien marcada. Esta
misma relación se encuentra cerca de Santa Elena en el valle Chusgón. Es evidente
que el grupo Mitu traslapa a formaciones más antiguas hacia el Oeste y Suroeste,
este hecho se nota muy bien si se considera una línea NE-SO entre Calemar en el
valle del Marañón, y la hacienda Santa Rosa en el valle del Chusgón.
En casi todos los afloramientos el contacto superior del grupo Mitu es una suave
discordancia paralela con las calizas triásicas suprayacentes. En la quebrada
Condormarca se ve que dichas calizas tienen el mismo buzamiento que el Grupo
Mitu, pero el contacto es una superficie ligeramente erosionada. Sin embargo, en
los afloramientos al Oeste del río Marañón, existe una suave discordancia angular
entre las calizas mesozoicas y las capas permianas, debido a que el grupo Mitu está
plegado con dirección WNW-ESE, mientras que las calizas triásicas tienen un
rumbo entre NW-SE y N-S. Más al Oeste todavía, en el valle del Chusgón, el Mitu
está cubierto por clásticos rojizos de la formación Rosa del Cretáceo.
IV. Grupo Copacabana.
89
En la quebrada de Condomarca, al SE de Calemar, hay dos afloramientos
restringidos de caliza que se han correlacionado con el grupo Copacabana a base
de litología, posición estratigráfica y paleontología.
La secuencia de la quebrada Condormarca consiste aproximadamente de 150
m. de caliza grisácea, localmente arenosa, estratificada en capas delgadas entre
las cuales son comunes las intercalaciones de lutitas negras y limolitas. La caliza
es de grano fino a mediano y localmente contiene fragmentos triturados de fósiles.
La caliza arenosa contiene granos redondeados de cuarzo que alcanza más de 1
mm. de diámetro, en algunas capas los granos clásticos parecen “flotar” en la matríz
calcárea. Aunque las rocas del grupo Copacabana tienen un color gris claro cuando
están frescos, por el intemperismo cambian a un tono más oscuro hasta casi negro.
En ninguno de los afloramientos se ha observado la base del grupo, pero se supone
que las calizas yacen sobre el grupo Ambo, aunque es posible que localmente
descansen directamente encima del Precambriano.
El contacto superior del grupo Copacabana es una pequeña discordancia encima
de la cual se encuentran los sedimentos clásticos del grupo Mitu. (Fuente Carta
Geológica Nacional-Hoja 16h-Pataz)
3.2. Geología Local.
La zona de estudio se encuentra alojada en los siguientes tipos de roca según
estudios geológicos hechos anteriormente.
El yacimiento es un tipo Skarn caracterizado por presencia de oro (Au) y plata
(Ag) de diferentes leyes. Este está depositado entre mantos de lutitas,
conglomerados y caliza, además de la presencia de granito que permitieron la
mineralización de la zona.
Figura N° 27 Cortes al Plano Geológico Local
90
91
Fuente: Estudios Geológicos Ing. Bilmer Gamarra.
92
ANEXO II
OTROS
Figura N° 28 Medición de Dip y Dip Direction
93
Figura N° 29 Medición de Altura de Labor
Figura N° 30 Golpes de Picota
94
Figura N° 31 Medición de Dominio Estructural