geomecánica aplicada en el sostenimiento

7/23/2019 Geomecnica Aplicada en el Sostenimiento

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Curso de Actualizacin del Control de Cada de Rocas LimaOctubre 2,004

I. RESUMEN

Minera Aurfera Retamas S.A., viene desarrollando sus operaciones dentro de la franjaaurfera del Batolito de Pataz, que involucra la explotacin de vetas con buzamientoque vara de 10 a 30.

La aplicacin de mecnica de rocas, es necesario para el dimensionamiento de lasaberturas permisibles, tiempos de autosoporte, eleccin del mtodo de explotacin,siendo el soporte definitivo el relleno hidrulico, donde los slidos es una mezcla deagregados de 1/2 con relave de la fraccin gruesa en proporcin de 1:1, lograndouna resistencia a la compresin de 5 kg/cm2, y como sostenimiento temporal; gatashidrulicas, puntales de madera y ocasionales pernos de anclaje con resina.

Teniendo en cuenta que la mayor causa de accidentes es el desprendimiento de rocas, esmuy importante efectuar el estudio relacionado a los agentes inestabilizadotes delmacizo rocoso, durante las operaciones de desarrollo y explotacin de yacimientomineros.

Es necesario puntualizar la existencia de los agentes naturales y humanos queintervienen en menor y mayor grado en la inestabilizacin, entre estos podemos resumir.

Las condiciones estructurales. Rocas alteradas Aguas Subterrneas La Voladura, considerado como primer orden.

Las acciones de prevencin orientados a lograr la efectividad de los controles hacia losagentes inestabilizadores, est basado en el comportamiento de la normatividad legalvigente enumerado en el D.S. N 046 - 2001-EM, Reglamento de Seguridad e Higiene

Minera,donde podemos observar con mucho acierto disposiciones claras, las mismasque deben respetarse y dar cumplimiento durante el proceso productivo.

a).- Artculo 29.- Realizar estudios sobre la geologa, geomecnica,hidrogeologa, estabilidad de taludes, parmetros de diseo, tcnicas deexplosivos y voladuras, trasporte, botaderos, sostenimiento, ventilacin, rellenoy elaborar sus respectivos reglamentos internos de trabajo para cada uno de los

procesos de la actividad minera que desarrollan, poniendo nfasis en las laboresque presentan mayor riesgo, tales como desprendimiento de rocas ydeslizamientos.

GEOMECNICA APLICADA EN EL SOSTENIMIENTO

ACTIVO EN LA CAIDA DE ROCAS


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II. UBICACIN Y ACCESIBILIDAD

II.1 UbicacinLa Mina Gigante se halla situada en el anexo de Llacuabamba, distrito de

Parcoy, provincia de Pataz y departamento de La Libertad, emplazada en lasvertientes del flanco Oriental de la Cuenca hidrogrfica del Maran, sector

Norte de la Cordillera Central.

II.2 AccesibilidadSe puede llegar al rea de operaciones de la siguiente forma :

Lima - Trujillo 562 Km., asfaltadoTrujillo - Chirn 34 Km., asfaltadoChirn - Chagual 307 Km., carreteraChagual - Mina Gigante 70 Km., carretera

Por va area :Lima - Chagual aprox. 1 hr. 30Trujillo - Chagual aprox. 0 hr. 45Lima - Pias aprox. 1 hr. 30Pias - Mina Gigante aprox. 1 hr. 00


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III. GEOLOGIA

La zona aurfera de Parcoy, Gigante y Buldibuyo ( considerado como distritominero ), est ligada a una faja de rocas intrusivas conocida como Batolito dePataz, que cortan a los esquistos, filitas pizarras y rocas metavolcnicas delComplejo Maran. El batolito se extiende 50Km, entre Vijus al Norte y Buldibuyoal Sur, con ancho promedio de 2.5 Km.

Las zonas de fallamientos y fracturamientos pre-existentes dentro del intrusivo, hanservido de canales de circulacin de las soluciones mineralizantes hidrotermales,depositndose en las trampas estructurales, dando lugar a la formacin de vetas.Posteriormente han sido falladas y plegadas en ms de dos eventos tectnicos;razn por la cual, se presentan irregulares en su comportamiento estructural ycontinuidad.

Fallamiento

Se ha diferenciado tres sistemas principales de fallamiento :Sistema de Fallamiento NW-SE ( Longitudinales )Son fallas post-minerales, de rumbo subparalelo paralelo a las vetas, que originanensanchamientos ( cabalgamientos ), acuamientos y discontinudad local,

provocando desplazamientos de centmetros a varios metros.

Sistema de Fallamiento NE-SW a N-S ( Diagonales )Fallas que se presentan muchas veces agrupadas en bloque ( fallamientogravitacional), otras veces como estructuras aisladas relativamente. Las fallas OesteUno, Cabana cuatro, Cinco, La Espaola, Sistema Chilcas, etc., desplazan normal sinextral. Cuando las fallas son de bajo ngulo se presentan como sobre-

escurrimientos locales.Sistema de Fallamiento Principal E-W o Fallas Mayores ( Transversales )De rumbo promedio E-W y buzamiento alto al Norte o Sur. Dentro de este sistematenemos Falla Uno, E-1, Pumas Uno, Yanaracra Norte Uno, A-B, Cinco Cabana,etc., Son estructuras que desplazan hasta 100 m., en al vertical y 300 m enhorizontal( sinextral ), siendo el bloque Norte el que cae o hunde.

Sistema de vetasExisten dos sistemas de vetas emplazadas en el intrusivo de Pataz, agrupadas dentrodel sistema NW-SE ( Esperanza, Yanaracra Sur, Gigante, Cabana, Garfio, etc ) ysistema N-S ( Yanaracra-1, Yanaracra-2, Cachaco-Las Torres ), este grupo vienen a

conformar estructuras tensionales del primero.Las vetas del Sistema NW-SE, tienen rumbo N 20 - 50 W, con buzamientos de10 a 40 NE.

MineralogaLa mena est constituda por pirita aurfera , que se presenta acompaada dearsenopirita, galena, marmatita, en proporciones menores; tambin consideramos elcuarzo sacaroide como mineral de mena por hospedar oro libre.

Como mineral de ganga tenemos al cuarzo lechoso(primer estado), calcita caoln,chalcopirita, etc.


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IV APLICACION GEOMECANICA DEL MACIZO ROCOSO EN LAVOLADURA DE ROCAS EN MARSA.

La voladura convencional en tneles y otros trabajos de subsuelo, adems de dejarperfiles irregulares, segn el sistema de diaclasamiento de la roca, normalmente

afecta a la estructura remanente a profundidades que pueden llegar hasta 2mmaltratndola y debilitndola segn su tipo y condicin, lo que puede tenerconsecuencias de inestabilidad o desprendimiento con el tiempo.

Este maltrato es mayor cuando se dispara con cargas excesivas o cuando no semantiene una adecua secuencia de encendido, que por ello el monitoreo de lasvibraciones es una herramienta de diagnstico, que con apoyo de los equipos:MiniMate- Plus(sismgrafo) y VODMate(Medidor de Velocidad de detonacin delexplosivo en el taladro) podemos por ejemplo determinar:

Eficiencia relativa del explosivo.

Cargas detonando en una secuencia determinada. Dispersin de los tiempos de encendido de los retardos. Detonacin de cargas adyacentes por simpata

Otro aporte importante es que obtenemos la velocidad de partcula absoluta,creando una base de datos y con ella podemos evaluar el dao potencial que unavoladura puede producir.

Objetivos:

- Optimizar los costos en la operacin unitaria de perforacin y voladura- Minimizar el dao al macizo rocoso- Optimizacin de la columna de carga

Diseo de la malla de perforacin:

1.- Procesamiento de datos para determinar la calidad de la roca

a).- Clculo de RQD( Palmstron 1982):RQD = 115 3.3Jv

Jv: cantidad total de fisuras por m3

RQD % Calidad de la roca< 25% Muy mala

25 50% Mala

50 75% Regular

75 90% Buena90 100% Muy Buena

b).- Clculo del ndice de calidad de roca equivalente: ERQD - Borquez 1981

ERQD = RQD * JSFJsf = Factor de correccin por fuerza de rotura de la roca


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Jsf Calificacin1.0 Fuerte0.9 Media

0.8 Dbil

0.7 Muy dbil

c).- Clculo de la constante de calidad del lugar: Kv Borquez 1981Kv, tambin conocido como factor de volabilidad de la roca

Kv = 1.96 0.27 Ln ERQD

Propiedades Tipo de roca I II III IV V

del macizo R Q D ( % ) 90 - 100 75 - 90 50 - 75 25 - 50 < 25

rocoso Rc (M pa) > 250 100 - 250 50 - 100 25 - 50 5. - 25

Kv R M R (%) 81 - 90 61 - 80 41 - 60 21 - 40 00 - 20

Factor de

volabilidad Suave Muy Suave

Kv 0.81-0.77 0.91-0.84 0.96-0.91 1.10-0.99 1.25-1.14

Calificacin Muy Dura Dura Media Dura

d).- Clculo de ndice de calidad del tnel: Q Bieniawski 1979

RMR = 9 LnQ + 44

Q = Exp.( RMR 44 )/9

Tipo deRoca RMR

d (Mpa)I 81 - 90 > 250 > 25.00 > - 125.0 33,501 - 56,243II 61 - 80 100 - 250 10.00 - 25.00 50.0 - 125.0 10,594 - 31,627III 41 - 60 50 - 100 5.00 - 10.00 25.00 - 50 2,369 - 10,001IV 21 - 40 25 - 50 2.50 - 5.00 12.50 - 25 528 - 2,236V 00 - 20 5 - 25 0.50 - 2.50 2.50 - 12.50 126 - 500

c (Mpa) t (Mpa) E(Mpa)Clasificacin del Macizo para Voladura

e.- Clculo de la velocidad snica del macizo rocoso: Vs (m/s)

Vs = (1000Log Q )+ 3,500

Tipo deRoca RMR

I 81 - 90 > 250 > - 125.0 33,501 - 56,243 61.0 - 166.0 5,285 - 5,720II 61 - 80 100 - 250 50.0 - 125.0 10,594 - 31,627 6.61 - 54.60 4,320 - 5,237III 41 - 60 50 - 100 25.0 - 50.0 2,369 - 10,001 0.72 - 5.92 3,355 - 4,272IV 21 - 40 25 - 50 12.5 - 25.0 528 - 2,236 0.08 - 0.64 2,390 - 3,307V 00 - 20 5 - 25 2.50 - 12.50 126 - 500 0.01 - 0.00 1,377 - 2,342

Vs (m/s)

Clasificacin del Macizo para Voladurac (Mpa) d (Mpa) QE (Mpa)

2.- Anlisis de dao al macizo rocoso

a).- Vector suma de la velocidad pico de partcula: Vps (mm/s)


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Vps = ( VppL2+ Vppt 2+ Vppv2) 0.5

VppL, velocidad pico de partcula longitudinal: mm/sVppt, velocidad pico de partcula transversal: mm/s

Vppv, velocidad pico de partcula vertical: mm/s

b) Clculo de la Velocidad Pico Partcula Crtica: Vpp (mm/s)

| Vpp-crtica = (t* Vp ) / E

E, mdulo de elasticidad o de Young (Gpa)t, Resistencia a la traccin de la roca (Mpa)Vp, Velocidad snica de la roca (m/s)

c) Clculo de Blast Damage Index: BDI

BDI = ( Vps*d*Vp)/(Kv* t)

Vps :Vector suma de la velocidad pico partcula(m/s)d :Densidad de la roca(gr/cc)Vp :Velocidad snica de la roca(Km/s)

Kv :Constante de calidad del lugar(0.1 1)

3.- Simulacin de Burden y Espaciamiento, para la malla de perforacin

a).- Malla de perforacin para Tajos:Pearse (1955):

B = Kv x 10-3 x t x PD y E = 1.2 x Btd

B : Burden terico (m)Kv : Constante de calidad de lugart : Dimetro de taladro (mm)

PD : Presin de detonacin del explosivo (Mpa)td : Resistencia a la traccin dinmica de la roca (Mpa)

Mximo para trabajos permanentes

Mximo tolerable trabajos grandes

Mx. valor tolerable, trabajos intermedios

Mximo tolerable trabajos temporales

Excesiva sobre - excavacin Abandono de labor

O B S E R V A C I O N E S

Rehabilitacin intensiva

Rehabilitacin difcil o imposible

No hay dao

T I P O D E D A O

Daos no considerables

Menores efectos de excavacin

Moderado y discontnuo dao

Mayor sobre - excavacin

Severo dao

0.750

1.000

1.500

= 2 , 0 0

B D I

= 0 , 1 2 5

0.250

0.500


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Tipo deRoca Tipo

d (Mpa)I Muy Dura > 250 > 25.00 > - 125.0II Dura 100 - 250 1 0.0 0 - 25 .00 50.0 - 125.0III Media Dura 50 - 100 5.00 - 10.00 25.00 - 50

IV Suave 25 - 50 2.50 - 5.00 12.50 - 25V Muy Suave 5 - 25 0.50 - 2.50 2.50 - 12.50

c (Mpa) t (Mpa)Clasificacin del Macizo para Voladura

B = 0.51 mt............Terico.E = 0.61 mt.............Terico.

b).- Malla de perforacin para Tneles:Holmberg (1982):

B1= 1.7 x D2 (x L + e)

B1 : Burden del primer cuadrante (m)D2 :Dimetro de expansin, en su defecto el equivalente (m) : Desviacin angular (m/m).

L : Profundidad de los barrenos (m)e : Error de emboquille (m).

B

E

D1 D2 B1= 2D2

0.4m

B1= 1.5D2 0.3m

B1

0.2m

B1= D2

0.1m

0.1m 0.2 m 0.3m

Barreno de expansin D 2 (m)

PiedraB1(m

)


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q1= 55 x D1 x B1.5 x B - D2 x c x 1 ,

D2 2 0.4 PRP ANFO

q1 : Concentracin lineal de carga (Kg. /m)D1 : Dimetro de perforacin (m)

D2 : Dimetro de expansin y/o alivio (m)B : Dimensin de la piedra (m)c : Constante de roca

PRP ANFO : Potencia relativa en peso del explosivo referida al ANFO

B2,3...= 10.5 x 10-2 (B1 Ep ) x q1 x PRP ANFO

D1 x c

B1 : Burden del primer cuadrante (m).D1 : Dimetro del taladro (m).Ep : Error de perforacin (x L + e ), (m).

q1 : Concentracin lineal de carga (Kg. /m).c : Constante de roca.

PRPANFO :Potencia relativa en peso del explosivo referida al ANFO.

Vibraciones producidas por voladura:

Las vibraciones producidas por una voladura se presentan como un paquete deondas.La vibracin de cualquier material es la oscilacin de las partculas en torno a su

posicin de equilibrio. La energa de una voladura genera ondas ssmicas, lascuales pueden causar daos significativos.

En las vibraciones originadas por voladura, como en todo movimientoondulatorio, no hay transporte de materia, pero si hay movimiento ondulatoriotransmitido de una partcula a otra .El modelo general para determinar la velocidad pico partcula absoluta es:

VP = K x D -

VP = Velocidad de partcula ( mm/s)

0.13m0.13m

0.21m

0.20m0.20m

0.25m


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D = Distancia escalarK = Factor de Velocidad = Factor de decaimiento

El trmino D da cuenta de la relacin de la distancia (m) y la cantidad de explosivos en ( Kg. )

Dao al macizo rocoso:

= VPP / Vp= E x VPP / Vp

: Esfuerzo inducidoE : Young : Es la relacin de la deformacin inducida con el riesgo de

dao, la cual se extiende a macizos rocosos y otros medios.Vpp : Velocidad pico partcula crtica(mm/s)Vs : Velocidad snica del macizo rocoso (m/s).

> 0.1 mm/m, causa dao a un macizo rocoso intacto.

Monitoreo de voladura con instrumentacin:

1.-El grfico siguiente es un monitoreo de una voladura en un frente, la finalidades demostrar la eficiencia relativa del explosivo y la obtencin de la velocidad

pico partcula. Cuando existe mayor concentracin de carga por retardo mayorser la velocidad pico partcula.Es importante encontrar la columna de carga ptima por cada retardo para

garantizar menor dao y a la vez obtener una fragmentacin adecuada.

*.- Sec. Perforacin y Voladura - MARSA


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2.-El grfico siguiente es un monitoreo de una voladura en un tajo para visualizarel comportamiento de la velocidad pico partcula en funcin de la carga detonandoen una secuencia determinada.

*.- Sec. Perforacin y Voladura MARSA

3.-El grfico siguiente es un monitoreo para determinar el grado de dispersin delos retardos, datos obtenidos oscilan entre 5 10 % de dispersin las cuales

servirn para disear el tiempo de salida adecuado para los taladros.



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4.- Monitoreo de la velocidad de detonacin en el taladro para recalcular la mallade perforacin.Se observa que la velocidad de detonacin del explosivo alcanza slo 3000m/s, en1000m/s menos que su catlogo, el resultado de este monitoreo se utilizar pararecalcular el burden y espaciamiento de la malla de perforacin.


Galera De fotos:

Voladura en ta o con Mecha Resultado de la voladura


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MODELOS MATEMTICOS ENCONTRADOS PARA LA MINA

Velocidad pico partcula monitoreadas en puentes:

Velocidad pico partcula monitoreadas en pilares:

Velocidad pico partcula monitoreadas en Caja techo:

Velocidad pico partcula monitoreada en Tneles:

Voladura en ta o con FanelResultado de la voladura

Vpp = 236 x d 1.51w

Vpp = 403 x d 1.21w

Vpp = 222 x d 1.21w

Vpp = 788 x d 1.50

w

Voladura en tnel con Fanel Resultado de la voladuraDetritos


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RESULTADOS DEL CONTROL DE CAIDA DE ROCAS

CUADRO COMPARATIVO DE ESTADSTICAS AOS 1993 - 2004

INDICE DE ACCIDENTABILIDAD DE ACCIDENTESAOS - 1993 2004

ITEM 1993 1994 1995 1996 1997 1998 1999 2000 2001 2002 2003 2004

N Trabajadores 1118 1027 2215 2225 2208 2350 2062 2204 2.384 2.507 2.636 2.780

H. H. Trabajadas 3.775.270 4.381.506 4.708.169 5.434.831 5.661.735 5.395.614 5.269.077 4.999.437 5.655.247 5.611.183 6.308.003 4.724.244

Accid. Leves 222 207 187 126 47 49 61 81 99 74 91 65

Accid. Incap. 153 150 119 142 167 105 110 88 112 47 33 35

Accid. Fatales 7 3 4 3 1 3 7 1 1 1 0 0

Das Perdidos 46587 23265 29212 22958 10719 22281 46322 10945 10.734 9.259 2.933 3.647

Ind. de Frecuencia 42,4 34,9 26,1 26,7 29,7 20,0 22,2 17,8 20,0 8,6 5,2 7,4

Ind. de Severidad 12340,0 5309,8 6204,5 4224,2 1893,2 4129,5 8791,3 2189,2 1898,1 1650,1 465,0 772,0

Ind. de Accident. 523,0 185,4 162,1 112,7 56,2 82,7 195,2 39,0 37,9 14,1 2,4 5,7

Reg. de Incidentes - - - - - - - 508 3.485 23.844 62.924 27.724

5,72,414,1

37,939,0

195,2

82,7

56,5

112,7

162,1185,4

523

0

10 0

20 0

30 0

40 0

50 0

60 0

IND. SEV. 523 1 85,4 162,1 112,7 56,5 82 ,7 195,2 39 ,0 37,9 14 ,1 2,4 5,7

1993 1994 19 95 1996 1997 1998 1999 2000 2001 2002 2003 2004


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CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES

Los cartuchos no deben ser confinados para evitar la sobre-concentracin de cargaen el fondo del taladro.

En toda voladura, utilizar los tacos inertes de preferencia detritus producto de laperforacin el que nos permite aprovechar la energa del explosivo.

Para un diseo de voladura, tener en cuenta las dispersiones para asegurar lostiempos de salida de los taladros.

Disear los alivios necesarios para la profundizacin del avance y la facilidad desalida del material de las primeras rondas.

Se debe mantener por debajo de 500mm/s la velocidad crtica de vibracin y larelacin de la deformacin inducida al macizos rocoso ( ), debe ser menor a 0.1mm/m. Superadas este valor causar daos al macizo rocoso intacto.

La distancia ptima de la mecha rpida por cada conector debe ser 20cm, paragarantizar la secuencia de salida de los taladros.

El burden prctico ser de 0.36m, con espaciamiento de 0.60m, ya que la velocidadde detonacin del explosivo en el taladro es 3000m/s (Catlogo = 4200m/s).


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