teorÍa construcciones libro mi-540
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CONSTRUCCIONES MINERAS
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Capítulo I
CARACTERÍSTICAS DEL MACIZO ROCOSO Y SU INFLUENCIA EN LAS CONSTRUCCIONES SUBTERRÁNEAS.
Las características y condiciones del macizo rocoso varían enormemente de una mina
a otra, como también de un área a otro dentro de la misma mina. El conocimiento de
tales características nos permitirá tomar decisiones correctas sobre los diferentes
aspectos constructivos como son:
o La dirección en la que deben avanzar las excavaciones.
o El tamaño de las mismas.
o El tiempo de exposición abierta. (claro libre) y
o El tipo de sostenimiento a utilizar.
Teniendo en cuenta estos aspectos y otras condiciones, se garantizará la estabilidad
de las construcciones subterráneas que contribuya a la prevención de accidentes por
caída de rocas.
1. CARACTERÍSTICAS DE LA ROCA.
La roca es un conjunto de minerales consolidados, provenientes de la solidificación del
magma, consolidación y diagénesis de los materiales producto de la erosión de las
rocas pre-existentes y recristalización de las rocas pre-existentes.
Según su origen, las rocas pueden ser ígneas, sedimentarias y metamórficas.
o Rocas ígneas. Son aquellas que han sido formadas por la consolidación o
enfriamiento del magma. Las rocas intrusivas y volcánicas son rocas ígneas.
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o Rocas sedimentarias. Son rocas de origen exógeno producto de la
consolidación y diagénesis de los materiales fragmentados originados por la
erosión de rocas pre-existentes. Los materiales pueden encontrarse en la forma
de detritus (cantos, arenas, limo, arcilla, etc.) que se clasificas como clásticas
tomando nombres de conglomerados, areniscas, limonitas, argilitas, fangositas,
etc, y en soluciones disueltas en las aguas de los fondos marinos, lagos, etc.
que se clasifican como no clásticos o químicas como yeso, sal, calizas,
dolomitas.
o Rocas metamórficas. Son las mismas rocas exógenas y endógenas que han
sufrido profundas transformaciones mineralógicas, estructurales , aun químicas
por los nuevos procesos y condiciones de altas presiones y temperaturas a lo
que han sido sometidos, como son: las pizarras, lutitas, filitas; cuarcitas,
mármoles, los gneis, etc.
Las rocas difieren de la mayoría de otros materiales utilizados en la ingeniería, debido a
que presentan diferentes tipos de discontinuidades (fracturas), gran heterogeneidad y
propiedades variables, como producto de los procesos geológicos que han afectado
entre el tiempo de su formación y la condición en la que se encuentran actualmente.
Todas estas características requieren ser evaluadas en forma permanente durante la
construcción de obras subterráneas y laboreo minero, y distinguir la “roca intacta” y lo
que es el “macizo rocoso”
.
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Roca intacta, es el bloque ubicado entre las discontinuidades y podría ser
representada por una muestra de mano o trozo de testigo que se utiliza para ensayos
de laboratorio. Es una porción de roca que no tiene fracturas.
Macizo rocoso, es el medio in-situ que presenta diferentes tipos de discontinuidades
como diaclasas, estratos, fallas y otros rasgos estructurales. Dependiendo de cómo se
presentan estas discontinuidades, la masa rocosa tendrá un determinado
comportamiento frente a las construcciones subterráneas y operaciones de minado en
general.
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También el tipo de roca influye en la estabilidad de las excavaciones subterráneas, por
ejemplo las margas, tufos y tobas volcánicas de textura granular o brechoide,
caracterizadas por su baja densidad y alta porosidad, son rocas que absorben
rápidamente la humedad y se deterioran, pudiendo influir en la estabilidad de las
excavaciones.
Igualmente en las rocas estratificadas se presentan horizontes de rocas de mala
calidad como lutitas, margas, calizas carbonosas u otras rocas que contienen arcillas.
Estos materiales constituyen estratos débiles, principalmente en presencia de agua. La
presencia de agua en cualquier tipo de roca influye negativamente en la estabilidad de
las excavaciones.
1.1 DISCONTINUIDADES DE LA MASA ROCOSA.
Los principales tipos de discontinuidades presentes en la masa rocosa son:
Planos de estratificación, dividen en capas o estratos a las rocas sedimentarias.
Son superficies que separan dos estratos consecutivos de una secuencia
sedimentaria.
Fallas, son fracturas que han tenido desplazamiento. Éstas son estructuras menores que
se presentan en áreas locales de la mina o estructuras muy importantes que pueden
atravesar toda la mina. (ver Fig. 1.5 fallas)
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Zonas de corte, son bandas de material que pueden ser de varios metros de espesor, en donde ha ocurrido fallamiento de la roca. (Ver fig. 1.6 Zona de corte).
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Diaclasas, también denominadas juntas, son fracturas que no han tenido
desplazamiento y las que más comúnmente se presentan en la masa rocosa.
Planos de foliación o esquistosidad, se forman entre las capas de las rocas
metamórficas dando la apariencia de hojas o láminas.
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Contactos litológicos, que comúnmente forman, por ejemplo, la caja techo y caja
piso de una veta.
Venillas, son rellenos de las fracturas con otros materiales.
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Existen otros rasgos geológicos importantes que deben ser tomados en cuenta, como:
Pliegues, son estratos que se presentan curvados.
Diques, son intrusiones de roca ígnea de forma tabular, que se presentan generalmente
empinadas o verticales.
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Chimeneas o cuellos volcánicos, son intrusiones que han dado origen a los conos volcánicos.
1.2 CARACTERES GEOMECÁNICOS DE LAS DISCONTINUIDADES.
Todas las discontinuidades presentan propiedades geomecánicas importantes que las
caracterizan y tienen una gran influencia en la estabilidad de las construcciones
subterráneas. Estas propiedades son principalmente:
Orientación, es la posición de la discontinuidad en el espacio y comúnmente es
descrito por su rumbo y buzamiento. Cuando un grupo de discontinuidades se
presentan con similar orientación o en otras palabras son aproximadamente
paralelas, se dice que éstas forman un “sistema” o una “familia” de
discontinuidades.
Espaciado, es la distancia perpendicular entre discontinuidades adyacentes.
Éste determina el tamaño de los bloques de roca intacta. Cuanto menos
espaciado tengan, los bloques serán más pequeños y cuanto más espaciado
tengan, los bloques serán más grandes.
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Persistencia, es la longitud de la traza o extensión en área o tamaño de una
discontinuidad. Cuanto menor sea la persistencia, la masa rocosa será más
estable y cuanto mayor sea ésta, será menos estable.
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Rugosidad, es la aspereza o irregularidad de la superficie de la discontinuidad.
Cuanto menor rugosidad tenga una discontinuidad, la masa rocosa será menos
competente y cuanto mayor sea ésta, la masa rocosa será más competente.
Apertura, es la separación entre las paredes rocosas de una discontinuidad o el
grado de abierto que ésta presenta. A menor apertura, las condiciones de la
masa rocosa serán mejores y a mayor apertura, las condiciones serán más
desfavorables.
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Relleno, son los materiales que se encuentran dentro de la discontinuidad.
Cuando los materiales son suaves, la masa rocosa es menos competente y
cuando éstos son más duros, ésta es más competente.
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1.3 LA METEORIZACIÓN Y EL METAMORFISMO.
Entre los procesos geológicos que más influyen en las condiciones de resistencia
de la roca y que están presentes fundamentalmente en todos los yacimientos
metálicos, son los fenómenos de meteorización y el metamorfismo.
1.3.1 METEORIZACIÓN. Es el deterioro de la roca en la superficie o cerca de ella, por
acción del agua, el viento, el clima y otros factores. Se denomina también
intemperización. El grado de la meteorización dependerá de las condiciones
climatológicas, morfológicas y la composición de la masa rocosa.
La meteorización se divide en meteorización física, química y biológica.
o Meteorización física, es cuando la apertura de las discontinuidades aumenta o
pueden formarse nuevas fracturas por el relajamiento de la roca.
o Meteorización química, origina la decoloración de la roca hasta la
descomposición de la misma.
o Meteorización biológica, esta determinada por la presencia y actividad de los
seres vivos.
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1.3.2 METAMORFISMO. Es la modificación de la roca en la textura y composición,
por el contacto con los líquidos hidrotermales y gases procedentes del magma,
que ascienden a través de las fracturas o zonas de falla en condiciones de altas
presiones y temperaturas con fluidos químicamente activos. Estas
modificaciones de las rocas de caja originan reemplazamientos de las
condiciones del macizo rocoso. Algunos tipos de alteraciones por metamorfismo
son la silicificación y en menor grado la calcificación, que les da mayor
competencia a la roca, incluyendo las zonas de falla. Otros, como la
propilitización, disminuyen levemente la competencia de la roca, debido a la
presencia de cloritas en las paredes de las fracturas. La sericitización y la
argilitización (aumento de minerales arcillosos) son las alteraciones más
desfavorables para la competencia de los macizos rocosos.
2. CARACTERIZACIÓN DEL MACIZO ROCOSO.
Para caracterizar la masa rocosa durante el proceso constructivo, previo lavado de las
paredes, es observar la presencia de las diferentes discontinuidades utilizando el
método de “registro lineal”. Esta técnica consiste en extender una cinta métrica en la
pared rocosa e ir registrando metro a metro todos los datos referidos a las propiedades
de las discontinuidades, teniendo cuidado de no incluir en ellos las fracturas producidas
por la voladura. Los datos se irán registrando en formatos elaborados para este fin,
luego serán procesados y presentados en los planos de las labores mineras.
Esta técnica nos permite realizar una evaluación permanente de las condiciones
geomecánicas de las labores subterráneas. De acuerdo a cómo se presentan las
discontinuidades, la masa rocosa tendrá un determinado comportamiento al ser
excavada.
o Si la roca intacta es dura o resistente y las discontinuidades tienen propiedades
favorables, la masa rocosa será competente y presentará condiciones favorables
cuando sea excavada.
o Si la roca intacta es débil o de baja resistencia y las discontinuidades presentan
propiedades desfavorables, la masa rocosa será incompetente y presentará condiciones
desfavorables cuando sea excavada.
o Habrá situaciones intermedias entre los extremos mencionados donde la roca tendrá
condiciones regulares cuando sea excavada.
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Existen criterios para poder clasificar la masa rocosa, según la experiencia ganada en
la ejecución de excavaciones en roca.
2.1 CLASIFICACIÓN DE LA MASA ROCOSA SEGÚN CRITERIOS DE RESISTENCIA
DE LA ROCA.
Para conocer la resistencia de la roca, en el campo se utiliza los golpes de la picota, así
como también mediante los ensayos en los laboratorios de mecánica de rocas. Esta
guía práctica para estimar la resistencia de la roca en el campo, son:
o Resistencia muy alta: sólo se astilla con varios golpes de picota y son mayor
que 250 MPa
o Resistencia alta: se rompe con más de 3 golpes de picota y son de 100-250
MPa
o Resistencia media: se rompe con 1 a 3 golpes de picota y son de 50-100 MPa.
o Resistencia baja: se endenta superficialmente con la punta de la picota y son
de 25-50MPa
o Resistencia muy baja: se endenta profundamente con la punta de la picota y
son menores que 25 MPa.
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2.2 CLASIFICACIÓN DE LA MASA ROCOSA SEGÚN CRITERIOS DEL NÚMERO
DE FRACTURAMIENTOS.
Para clasificar la masa rocosa tomando en cuenta el número de sus fracturas, se
mide a lo largo de un metro lineal cuántas fracturas se presentan, según esto, la guía
práctica es la siguiente:
Masiva o levemente fracturada: 2 a 6 fracturas /metro.
Moderadamente fracturada: 6 a 12 fracturas/metro.
Muy fracturada: 12 a 20 fracturas/metro.
Intensamente fracturada: Más de 20 fracturas/metro.
Triturada o brechada: Fragmentada, disgregada y zona de falla.
2.3 CLASIFICACIÓN DE LA MASA ROCOSA SEGÚN LAS CONDICIONES
GEOMECÁNICAS.
Esta clasificación considera cinco categorías de masa rocosa, considerando en forma
conjunta los criterios antes indicadas como: la resistencia de la roca, el número de sus
fracturas y las condiciones de las paredes de las discontinuidades, por lo que la roca
será competente e incompetente, y son:
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o Masa rocosa muy buena. Condiciones geomecánicas muy favorables para la
construcción subterránea y el minado.
o Masa rocosa Buena: Condiciones geomecánicas favorables para el minado y
construcciones subterráneas.
o Masa rocosa Regular: Condiciones geomecánicas regulares para el minado.
o Masa rocosa Mala: Condiciones geomecánicas desfavorables para el minado.
o Masa rocosa Muy Mala: Condiciones geomecánicas muy desfavorables para el
minado.
Es necesario tener en cuenta otros factores adicionales que podrían modificar su
comportamiento al ser excavada. Estos factores son:
o La presencia de agua.
o La presencia de los esfuerzos o también denominados presiones de la roca o del
terreno.
o La presencia de fallas principales.
La presencia de estos factores generalmente tiene un efecto adverso sobre la
estabilidad de las excavaciones subterráneas.
El conocimiento de las características del macizo rocoso, entre otras sirve para
determinar el tamaño de las excavaciones, el tiempo de auto-sostenimiento y el
tipo de sostenimiento de la labor.
También existen clasificaciones importantes para determinar la calidad de la roca
como: la clasificación de RMR de Bieniawski y clasificación GSI, que no es el objetivo
de la asignatura.
3. INFLUENCIA DE LAS ESTRUCTURAS DE LA MASA ROCOSA Y ESFUERZOS
NATURALES EN LABORES SUBTERRÁNEAS.
Es de particular interés conocer en qué tipo de estructura rocosa se realizan las
excavaciones y son:
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o Excavaciones en roca masiva o levemente fracturada.
o Excavaciones en roca fracturada.
o Excavaciones en roca intensamente fracturada y débil.
o Excavaciones en roca estratificada.
o Excavaciones en roca con presencia de fallas y zonas de corte.
Cuando la excavación subterránea procede a poca profundidad respecto de la
superficie, la estabilidad de las excavaciones está condicionada principalmente por la
estructura de la roca. Simultáneamente a la estructura del macizo rocoso se presentan
los esfuerzos que tienen una influencia sobre la estabilidad de las excavaciones
subterráneas. Estas no se ven, pero sí sus efectos. Particularmente en las áreas de
mayor concentración de esfuerzos, éstos pueden exceder la resistencia de la roca,
generando problemas de inestabilidad que constituyen problemas potenciales de caída
de rocas.
Estos esfuerzos se manifiestan alrededor de las excavaciones según el tipo de roca, a
medida que la profundidad de las excavaciones subterráneas aumentan (mayor carga
litostática) y cuando se construyen próximos a labores antiguos.
3.1 Excavaciones en roca masiva.
Las rocas masivas se caracterizan por presentar pocas discontinuidades, con baja
persistencia y ampliamente espaciadas, permitiendo realizar excavaciones estables, sin
necesidad de sostenimiento artificial, solo requieren de un buen desatado o
sostenimiento localizado.
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Asimismo en roca masiva, dependiendo de la intensidad de los esfuerzos, se producen
descostramientos, lajamientos, astillamientos y hasta estallidos en el techo y paredes
de la excavación. Este fenómeno se presenta en profundidades entre 500 a 1300m en
rocas duras pero frágiles,
3.2 Excavaciones en roca fracturada.
La roca fracturada se caracteriza por presentar familias de discontinuidades
conformadas principalmente por diaclasas, por lo que se les denomina también roca
diaclasada. Las diaclasas y otros tipos de discontinuidades constituyen planos de
debilidad, cuyas intersecciones forman cuñas y bloques, que en la periferia de la
excavación pueden caer por gravedad. Existen cuñas formadas por 2 y 3
discontinuidades que deben ser observadas y controladas.
Para que una excavación sea estable, los bloques de roca deben ser capaces de
interactuar o de hacer presión uno contra el otro, cuando esto ocurre la excavación
tiende a autosostenerse. Caso contrario se encontrarán bloques irregulares que
pueden ser detectadas por el sonido de la roca, que es un indicio que la roca está
aflojándose y constituye un peligro potencial.
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En roca fracturada los esfuerzos se acentúan y producen desprendimientos de cuñas y
bloques Para mantener estable estos bloques, se deberá buscar un estado de esfuerzo
compresional en la periferia de la excavación, mediante la instalación de
sostenimientos adecuados,
3.3 Excavaciones en roca intensamente fracturada y débil.
La roca intensamente fracturada presenta muchos sistemas de diaclasas y otras
fracturas, que hacen que la roca sea de mala calidad y la periferia de las excavaciones
empieza a desmoronarse. En este tipo de rocas se requieren oportunamente el uso de
un buen sostenimiento artificial.
En rocas intensamente fracturadas, los esfuerzos causan deslizamientos a través de
las superficies de las discontinuidades y trituración de la roca, produciendo altas
deformaciones en el contorno de la excavación, hasta con levantamiento del piso.
3.4 Excavaciones en roca estratificada.
Muchas excavaciones subterráneas están emplazadas en rocas sedimentarias, donde
el rasgo estructural más importante son los estratos.
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Cuando los estratos tienen bajo buzamiento (< 20°), las fallas por deflexiones o
despegues de las capas, se presentarán en el techo por la presión de la roca y requiere
asegurar la estabilidad de la excavación.
Cuando los estratos tienen buzamiento de moderado a empinado, los estratos de caja
techo se constituyen en “falsas cajas”, formando bloques tabulares que pueden
separarse o despegarse de la caja techo, por el efecto de la gravedad y caer hacia el
vacío minado.
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Por lo general las rocas sedimentarias no solamente presentan planos de
estratificación, sino también otros tipos de discontinuidades como las diaclasas que
forman sistemas secundarios a los planos de estratificación, fallas, diques, etc. Todos
estos tipos de discontinuidades pueden interceptarse formando rocas fracturadas.
En este tipo de rocas los altos esfuerzos se manifiestan generando el levantamiento
del piso de la labor, problema relacionado principalmente al método de minado de
cámaras y pilares.
3.5 Excavaciones en roca con presencia de fallas y zonas de corte.
Las fallas geológicas y las zonas de corte, son rasgos estructurales prominentes de la
masa rocosa, que tienen una gran influencia sobre las condiciones de estabilidad de las
excavaciones subterráneas.
Donde existen las fallas geológicas y las zonas de corte, las rocas son siempre débiles
por estar muy fracturadas y la falla misma puede contener arcilla débil o panizo; por
otro lado, la zona de influencia de las fallas y de las zonas de corte, pueden ser de
varios metros de ancho, pudiendo influenciar significativamente en la estabilidad de la
mina, particularmente en el caso de las operaciones en tajeos y otras excavaciones
subterráneas.
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También las fallas y zonas
de corte, pueden
presentarse como
estructuras aisladas o
como estructuras
múltiples; en este último
caso, la situación de la
estabilidad de una
excavación es fuertemente
complicada por la
influencia adversa de
estas discontinuidades. El sostenimiento en estos casos es muy importante.
En zonas de falla geológica y zonas de corte, los esfuerzos hacen que la roca sea
más propensa a soltarse o aflojarse.
3.6 Los esfuerzos en rocas expansivas.
Este tipo de rocas, en presencia de agua generan fenómenos de hinchamiento, a
cualquier profundidad, por la actividad de expansión química. Este hinchamiento de la
roca genera presiones que pueden llevarla al colapso o dañar los sistemas de
sostenimiento.
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La influencia del agua subterránea es significativa en la estabilidad del terreno. En
rocas masivas el agua es de poca significativa; mientras en rocas fracturadas y
estratificadas, el agua ejerce presión y actúa como lubricante pudiendo lavar el relleno
débil de las fracturas que las hace más inestable el terreno.
4. INFLUENCIA DE LA FORMA, TAMAÑO Y ORIENTACIÓN DE LAS
EXCAVACIONES.
4.1 FORMA DE LA EXCAVACIÓN.
La forma que adopte el contorno de una excavación, tiene una influencia favorable o
desfavorable para las condiciones de estabilidad de una excavación subterránea. Las
formas cuadradas y rectangulares de las excavaciones deben ser evitadas, porque
representan condiciones desfavorables para la estabilidad; mientras los techos en
forma de arco de las labores de avance, significan condiciones de estabilidad
favorables, porque eliminan los esfuerzos críticos y ofrece una abertura estable sin
peligro de falla.
En rocas masivas y frágiles, la estabilidad es gobernada por la forma del contorno de la
excavación.
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Cuando la masa rocosa de una excavación, presentan sistemas de discontinuidades
que definen cuñas potenciales en el techo o en las paredes, la forma de la excavación
debe acomodarse a los rasgos estructurales dominantes de la masa rocosa, aunque
esto signifique que la excavación no tendrá una estética apropiada; sin embargo será
mas estable. De lo contrario, tendría que utilizarse sostenimientos. En las siguientes
figuras se muestran algunos casos, aplicables a labores de avance y tajeos, estos
últimos particularmente importantes en los métodos de minado por shrinkage, como
también en corte y relleno, donde se podrá controlar adecuadamente las condiciones
de estabilidad de la corona y cajas.
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Cuñas rocosas
Excavaciones inestables
Excavaciones estables
4.2 TAMAÑO DE LAS EXCAVACIONES.
El tamaño de una excavación tiene que ser compatible con las condiciones
geomecánicas de la masa rocosa. Cuando las condiciones geomecánicas no lo
permiten y se intenta hacer crecer el tamaño de la excavación, los bloques y cuñas que
se auto-sostenían cuando la excavación era pequeña, ahora tienen menos auto-
sostenimiento, lo cual representa un peligro potencial, que requiere adoptar medidas de
control para garantizar la estabilidad de la masa rocosa.
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Una guía para establecer el tamaño de los tajeos, o cámaras subterráneas, que son las
excavaciones más importantes de una mina, tomando en cuenta solamente la calidad
de la masa rocosa, se muestra en el Cuadro 3.1.
Las dimensiones de ancho y altura de tajeos establecidas en el cuadro anterior,
corresponden a dimensiones máximas sin sostenimiento sistemático, lo cual no
significa que no se utilice ningún sostenimiento; sino puede utilizarse el sostenimiento
esporádico (local o aislado) según el terreno lo requiera, aún en las mejores
condiciones de la masa rocosa.
Calidad de masa rocosa Rango RMR* Tamaño del tajeo
Ancho (m) Altura (m)
Muy buena 81-100 25-35 35-50
Buena 61-80 16-25 25-35
Regular A B
51-60
41-50
10-16
6-10
18-25
9-18
Mala A B
31-40
21-30
4-6
2.5-4
6-9
2.5-6
Muy Mala < 21 < 2.5 < 2.5
*El RMR tiene que estar corregido tomando en cuenta la orientación de las
discontinuidades estructurales
Cuadro 3.1: Guía para establecer el tamaño máximo de los tajeos
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Asimismo no tomó en cuenta las condiciones particulares que pudieran estar presentes
en la masa rocosa, como son: la presencia de bloques y cuñas, el espesor de los
estratos, los altos esfuerzos, el agua, la velocidad de minado, ritmo de producción,
equipo y personal disponible; todos estos factores deben ser tomados en cuenta
cuando se establezcan las dimensiones finales de los tajeos.
En rocas intensamente fracturadas y débiles, obviamente el crecimiento de la
excavación significará el colapso de la misma.
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4.3 ORIENTACIÓN DE LAS EXCAVACIONES.
Para tener mejores condiciones de estabilidad favorable, es recomendable (siempre
que sea posible), que la dirección de avance de las excavaciones sea en forma
perpendicular al sistema dominante de discontinuidades, es decir, la excavación debe
cruzar al sistema principal de discontinuidades, estratos, fallas principales o zonas de
corte.
Avance perpendicular al sistema de discontinuidades.
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Si una excavación avanza en forma paralela a un sistema principal de discontinuidades
o al rumbo de los estratos (fallas principales y zonas de corte) las condiciones de
estabilidad de la masa rocosa serán muy desfavorables por el debilitamiento de la roca,
principalmente cuando el buzamiento de estas estructuras es mayor de 45°.
En ambientes de altos esfuerzos, el fallamiento de la roca es una constante
preocupación, particularmente si la excavación avanza paralela y cerca a una falla
geológica. En este caso, los esfuerzos se concentran en el área ubicada entre la falla y
la excavación y si estos esfuerzos exceden la resistencia de la roca, puede ocurrir la
falla (Ver fig….),. En rocas competentes pueden ocurrir reventazones hasta estallido de
rocas en ambientes de altos esfuerzos. Cuando no es posible cruzar al sistema
dominante de discontinuidades, como en el caso de vetas angostas, el avance será
necesariamente paralelo a dicha discontinuidad, debiendo preverse el sostenimiento de
la excavación, si el terreno así lo exige.
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Para el caso de labores de avance construidas en zonas de pliegues (anticlinales y
sinclinales), las condiciones de estabilidad más favorables se presentarán cuando el
avance de las labores sea perpendicular a los ejes de los plegamientos. Se deberá
evitar el avance paralelo al eje de los plegamientos, sobre todo en el eje de los
sinclinales, debido a las concentraciones de los flujos de agua y de los esfuerzos.
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Capítulo II
DISEÑO Y CONSTRUCCIONES SUBTERRÁNEAS.
2.1 INVESTIGACIONES DE CAMPO.
Dentro del área de la concesión minera se debe llevar a cabo el estudio geológico del
yacimiento, mediante las exploraciones tanto horizontales como verticales. Las
exploraciones horizontales nos permiten el reconocimiento, a lo largo del afloramiento
superficial, la longitud y potencia del yacimiento empleando las labores elementales
como calicatas y a través de las labores antiguas existentes. Mientras las exploraciones
verticales se realizan a través de las labores mineras existentes y las perforaciones
diamantinas para determinar la profundidad y la posición del yacimiento, así como para
identificar el tonelaje, las leyes del mineral y las características geomecánicas mediante
el análisis de los testigos de las perforaciones diamantinas. Esta última información nos
permitirá determinar el tipo de roca y las discontinuidades mencionadas en el capitulo
anterior.
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Conociendo estas informaciones se podrá evaluar la influencia del macizo rocoso sobre
la estabilidad de las futuras excavaciones. Por ello es importante que las compañías
mineras lleven a cabo registros geotécnicos de los testigos de las perforaciones
diamantinas, en adición a los registros convencionales con fines de geología
económica.
Cuando se trata de una investigación para la construcción de labores permanentes
como las rampas, los socavones, túneles y piques, ya se tiene conocimiento qué tipo
de rocas va atravesar las futuras construcciones; sin embargo, se recomienda
perforaciones diamantinas de control en las proximidades de la boca proyectada, a fin
de comprobar las propiedades físico-mecánicas y la acuosidad de las rocas; en base a
estos datos de sondeo se elige el método de laboreo y los tipos de sostenimiento
adecuado en sus distintos tramos.
Todo este trabajo de campo y gabinete terminará finalmente en un estudio técnico
económico particular que debe justificar para seguir invirtiendo en tal proyecto minero
y/o labores subterráneas importantes.
2.2 TIPO DE EXCAVACIONES.
La explotación de una mina subterránea involucra la ejecución de una serie de labores
de varias formas, tamaños y orientaciones que cumplirán determinadas funciones
durante la explotación del yacimiento mineral, y son de tres tipos:
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o Labores de acceso y aberturas de servicio permanente, son las galerías de
nivel, rampas, piques, conductos de ventilación, cámaras especiales, etc. que
constituyen labores permanentes.
o Labores de preparación, como las galerías y cruceros de acceso, cámaras o
galerías de perforación, chimeneas de acceso, chimeneas para relleno,
chimeneas de echaderos de mineral, ventanas de carguío, etc. que constituyen
labores temporales.
o Las labores de explotación (tajaos) o fuentes de producción de mineral, son
también aberturas temporales. Sin embargo constituyen grandes excavaciones
que generan un área de influencia mayor en la perturbación de la masa rocosa
circundante, que cualquier otro tipo de excavaciones.
Las labores de acceso o desarrollo de la mina, son aberturas de servicio
permanente, al que debemos referirnos en este texto, porque son labores que deben
mantener seguras a lo largo de la vida de la mina. La construcción de cualquiera de
estas labores merece previamente un estudio detallado en el campo geológico y
geotécnico, que muchas minas ya lo tiene esta información obtenida durante la
evaluación inicial y permanente que hacen del yacimiento
Conocida la posición del yacimiento y la información geomecánica, se determina las
mejores ubicaciones de los piques, galerías de nivel, rampas de acceso, chimeneas de
ventilación y otras excavaciones importantes.
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Igualmente se determinará la mejor estrategia de minado para la explotación,
definiendo los mejores esquemas y secuencias de avance, tanto para la extracción del
mineral como para el control de la estabilidad de excavaciones subterráneas a escala
de mina y escala local.
2.3 PRINCIPALES LABORES DE ACCESO.
Son labores de desarrollo que nos permiten acceder al yacimiento mineral y se abren
directamente desde la superficie y generalmente fuera del yacimiento mineral. Muchas
veces la configuración de la superficie del terreno decide seleccionar el tipo de labor de
acceso al yacimiento mineral. Estas labores son:
o Galerías y/o socavones.
o Piques y
o Rampas.
Las galerías y/o socavones acceden a los yacimientos minerales, cuando ésta se halla
por encima del nivel de valle. Ver fig. 2.4
Mientras otros yacimientos se hallan por debajo del nivel de valle o en terrenos de
topografía llana o suavemente ondulado, el acceso es por medio de piques y/o rampas.
Las rampas son labores subterráneas inclinadas para conectar varios niveles o áreas
de producción y son utilizadas para el transporte de mineral por camiones así como
labores de acceso. Usualmente se excavan en forma descendente (downward) con
pendientes que varían desde 1/9 a 1/7.
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Cuando se trata de piques, los principios generales de seguridad y ventilación, exige
que cada mina debe disponer al menos de dos pozos, de los cuales uno sirve como
pozo de extracción e ingreso de aire fresco, y el otro para que salga el aire viciado. En
la práctica es frecuente rebasar este número mínimo de pozos por razones
operacionales
2.4. COMPARACIÓN ECONÓMICA ENTRE UNA RAMPA Y UN PIQUE.
Al aumentar la profundidad de minado de un yacimiento, el acceso por rampas deja de
ser interesante, pues su longitud es de 3 a 4 veces la del pozo vertical y encarece la
producción y los gastos de transporte y de conservación.
El costo de una rampa es más bajo que el de un pique para una misma distancia e
igual hasta los 240m (pique), pasada esta distancia es más económico hacer un pique
que una rampa. El costo por metro lineal es casi igual hasta los 180 m; para mayores
distancias a ésta, el costo por metro es más bajo en piques.
2.5 PROYECTO Y CONSTRUCCIÓN DE PIQUES.
PIQUE (SHAFT). Son excavaciones mineras de acceso que pueden ser verticales o
inclinados, por el cual la mina es explotado o trabajado. El Pique da acceso al depósito
mineral para prestar servicio a varios niveles de la mina y acomodar en ella otras
instalaciones. La parte superior se denomina brocal y la parte inferior se denomina
fondo, sumidero o foso colector.
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2.5.1 Factores para selección y disposición de un pique. En la selección de un
pique se debe considerar un buen diseño para darle el más efectivo uso durante todo el
periodo de tiempo. Si alguna vez es mejor hacer un desembolso adicional de capital en
el programa, debe realizarse, para lograr luego el máximo uso del pique. Es posible
excavar un pique, para ser usado en la producción inicial de la mina y después puede
41
convertirse para otros servicios como: ventilación, una labor de escape, etc.
Los principales aspectos a considerar en la selección de un pique son:
o Las instalaciones tanto en superficie como en subterráneo.
o El pique va ser vertical o inclinado.
o El tonelaje a ser izado por el pique.
o El tamaño del equipo minero a ser bajado por el pique.
o Cantidad de agua que va ser bombeado durante la operación minera.
o Requerimientos de ventilación.
o Tipo de terreno donde se va construir el pique y
o La posición del pique con relación al cuerpo mineralizado.
Estas consideraciones deben complementarse con la definición del tamaño, forma, el
tipo de revestimiento y el número de compartimentos que permitan instalar además las
líneas de aire comprimido, el agua, los cables eléctricos, etc.
Es importante considerar, como se mencionó, un segundo pique auxiliar en el diseño
original para fines de ventilación, camino de escape y servicios, y garantizar una
producción eficiente y con seguridad. Asimismo, cuando se diseña una mina para una
mayor producción o explotar varias zonas mineralizadas, se practican 2 ó más pozos
auxiliares cuyas distancias entre sí (piques principales y auxiliares) varían desde 30,
100, 500m hasta kms de distancia de separación. Ver Fig. 2.5
42
También en la ubicación del pique se debe considerar las condiciones geomecánicas
del macizo rocoso, referido a los ángulos de dislocación o hundimiento que varían
según el tipo de terreno, ver fig. 2.6, y son:
o Para condiciones desfavorables de la masa rocosa son de 30° a 40°.
o Para terrenos firmes son de 70° a 80°.
Los piques verticales o inclinados siempre se ubican en roca, en una de las cajas del
mineral (piso o techo) y en áreas fuera de la zona de colapso y producción de la mina;
a partir del pozo se excavan cruceros y desde éstas las galerías en mineral o estéril. La
ubicación del pozo en una de las cajas de un yacimiento mineral es importante. Si el
pozo se ubica en las rocas de caja piso, la longitud total de los cruceros es menor que
cuando el pozo se excava en la caja techo; en estas condiciones el acceso al primer
nivel requiere menores gastos y menos tiempo, pudiendo iniciarse la extracción del
mineral lo más antes. Por eso, en el lado de caja techo se debe practicar sólo cuando
el relieve topográfico del lado piso es desfavorable o son terrenos acuíferos o
inconsistentes. Ver Fig. 2.6
Igualmente durante el planeamiento de la producción de la mina, se debe contemplar
que el primer nivel debe estar en plena producción, el segundo nivel en preparación y
el tercer nivel en desarrollo y exploración. Ver Fig. 2.7
43
También para seleccionar un pique vertical o inclinado, se debe tener las siguientes
consideraciones respecto al buzamiento del yacimiento mineral:
o En yacimientos hasta 15° de buzamiento y en los de más de 75°, la forma de
acceso más ventajoso es mediante pozos verticales.
o Cuando el buzamiento queda comprendido entre 30° y 75°, resultan ventajosos los
pozos inclinados.
o Cuando el buzamiento queda entre 15° y 30° deben usarse normalmente un pozo
quebrado (vertical e inclinado).
44
Cuando las minas están en operación, hay necesidad de construir piques en interior
mina, así tenemos en la mina Quiruvilca en Nor Perú.
Con pique Elvira se ha explotado todas las vetas hacia el nivel superior y el pique
Almirante prácticamente tiene poco servicio; por otro lado, existe la necesidad de
construir un pique interior, para el cual previamente se realizó un estudio geológico y
geomecánico, que consisten en:
o Zoneamiento del distrito minero.
o Curvas de iso-valores o coeficientes metálicos.
o Mecánica de rocas.
o Exploraciones diamantinas.
o Estudio de soportes para el diseño de excavaciones subterráneas.
45
También con la profundización de este pique se ganará 2 niveles de 60m cada uno y
aumentar las reservas minerales.
En la ubicación del pique además se debe especificar a qué altura sobre el nivel del
mar se encuentra el collar del pique, qué coordenadas, la longitud del pique; cuando se
trata de pozos inclinados se debe indicar el buzamiento, el rumbo y el eje longitudinal.
2.5.2 SECCIÓN Y CARACTERÍSTICAS DE PIQUES.
La sección transversal de los piques es dependiente del propósito final del mismo y de
las instalaciones que debe ser acomodada en ella. Las instalaciones a considerar son
las siguientes:
o Las instalaciones de las jaulas y skips de extracción.
o Las instalaciones de la red de agua, aire comprimido, energía eléctrica, teléfono.
o Compartimiento de las escaleras o de tránsito de personal.
o El suministro de caudal de aire para sistemas de ventilación.
La experiencia ha demostrado que 4.5m de mínimo de un pique permite acomodar
las instalaciones señaladas y el uso efectivo de los equipos de perforación durante el
proceso constructivo.
Las formas de la sección de los piques son:
a) De forma circular, cuyo radio varía de un mínimo de 4.5m hasta un máximo de
8.50m.
b) De forma rectangular, cuya área varía de 8 m2 a 25 m2.
c) De forma elíptica.
46
Las formas de mayor uso son piques de sección circular y rectangular. Los piques de
secciones redondeadas (circular, elíptica, oval) son entibados con revestimiento de
concreto armado y otras formas de soporte, y presentan mejor resistencia a las
presiones laterales, genera menos fricción de aire por unidad de área, se acomoda los
compartimentos de izamiento y las otras áreas excedentes pueden usar para caminos,
tuberías, etc. Los de sección circular presentan una mayor resistencia y requieren
menos excavación para dar volumen de aire.
Ejemplo: Pique Casapalca, que tiene una de las más instalaciones modernas respecto
a otros pique, cuyas características son las siguientes:
o De 5 m de (16’6”),
o De 640m de profundidad.
o Tiene 11 estaciones con señalización tipo ascensor.
o Capacidad jaula para 70 personas.
o Capacidad del skip de 12.5 ton.
o Divididos en 7 compartimientos con estructuras de acero.
o Las paredes concretadas.
o Las guías son estructuras de acero.
Fig. Pique de sección circular
de 8 compartimentos
Fig. Pique de sección rectangular de 6
compartimentos
Fig. Pique de sección elíptica modificado de 5
compartimentos
47
o La estación de carguío con pócket de 500 Ton de capacidad, con alimentador de
400 Ton/hora y un bolsillo medidor con sistemas automáticos de carga-peso y con
control de carguío.
Los de forma elíptica y oval ofrecen más resistencia que los rectangulares y se optimiza
el buen ahorro de área en los compartimentos, pero es difícil construir a plomo durante
la excavación.
Los pozos de forma rectangular, están divididos en compartimentos, requieren
menos excavación para dar área de izamiento, son soportados mediante el entibado de
madera o metálica y es ampliamente usado en minería metálica, en excavaciones en
roca. Ejemplo Pique Satélite de 3 compartimentos (2 de izaje de mineral y uno para
personal) de 5m x 2m.
Los piques inclinados casi siempre son de formas rectangulares que pueden tener
techo en arco y con revestimiento de concreto.
2.5.3 PROCESO CONSTRUCTIVO.
Entre los diversos tipos de excavación subterránea, de manera convencional, la
profundización de piques siempre ha sido considerada como una de las más
complicadas y difíciles, a pesar que las operaciones unitarias de construcción son la
misma que cualquier otra excavación subterránea. La velocidad de avance está
supeditada a la clase de terreno, profundidad, método empleado y condiciones locales.
Los avances logrados son desde 3 m/mes cuando se excava en terrenos poco estables
con mucho agua, hasta 130 m/mes cuando se trata de terreno seco y de dureza media
como en los pórfidos.
Los equipos a instalarse en superficie son: el castillo, tolvas, winches de izaje,
compresoras, almacén y un pequeño taller. Todo este equipo está diseñado en la forma
de elementos listos para su uso, semi-portátiles. Luego de terminar la construcción del
pique, todas las instalaciones son desarmadas en la misma forma y ser transportados a
otro trabajo. En otras palabras los contratistas de construcción de piques deben
disponer de todas estas instalaciones.
48
a) Trabajos preparatorios. Se llevan a cabo en superficie antes de iniciarse la
excavación. El área destinada para las instalaciones y edificaciones son
aproximadamente de 300m x 500m que deben despejarse o aplanarse; los equipos
a instalarse en esta área son: el castillo, tolvas, winches de izaje, compresoras,
almacén y un pequeño taller. Todas las instalaciones están diseñados en la forma
de elementos listos para su uso, semi-portátiles. Luego de terminar la construcción
del pique, todas las instalaciones son desarmadas en la misma forma y ser
transportados a otro trabajo. En otras palabras los contratistas de construcción de
piques deben disponer de todas estas instalaciones. También deben disponer de
las instalaciones de energía, comunicación, suministro de agua, preparación de
base y construcciones de vivienda. Asimismo deben ubicar el lugar para depositar
las escombreras y las aguas de la mina.
En el collar del pique toda la montera es sacada hasta la roca estable y debe ser
revestido con concreto armado. Cuando estas preparaciones están listas puede
empezar el montaje del castillo y tolva. Estos trabajos preparatorios conllevan de 6
a 8 meses y el montaje de equipos también aproximadamente un mes.
b) Organización de trabajo.
Cuando la excavación se planifica por métodos convencionales, los trabajos en
piques normalmente se organizan sobre la base de 3 turnos para evitar demoras e
interrupciones que son dependientes del propio trabajo. Cuando el tiempo tiene
capital importancia, puede mejorarse la velocidad de avance aumentando el número
de obreros y elementos en el frente; pero mucho depende que esté en buenas
condiciones las máquinas perforadoras, los barrenos, el apoyo del personal de
servicio del exterior y la experiencia de los trabajadores. Otros factores que influyen
en el resultado final de avance son la distancia a transportar a la cancha de
escombro y la buena organización de todo el trabajo con el más mínimo detalle.
Por ejemplo, para la construcción de un pique de sección rectangular de 2 m x 5.4
m, se tiene el siguiente organigrama:
49
Equipos y herramientas de profundización son las siguientes:
1. Winche principal de izaje
2. Dos baldes desde 0.3 a 0.6 m3 hasta 6.5 m3.
3. Bombas sumergibles.
4. Teclas de cadena de 3 ton
5. Plataforma de seguridad.
6. Tres máquinas perforadoras y anillos de perforación
7. Escaleras de soga.
8. Ventiladores eléctricos
9. Línea telefónica.
10. Poleas.
11. Máquina detonadora.
12. Ohmiómetros.
13. Tuberías.
14. Un compresor
15. Winchas neumáticas o eléctricas.
c) Perforación y disparo.
Igualmente cuando la excavación se realiza con métodos convencionales, la
excavación de la boca del pozo, se inicia colocando el cuadro patrón que sirve para
controlar y mantener la sección del pozo y suspender los elementos del entibado.
Winchero (1)
Perforista (2)
Ayudante (1 o 2)
Tubero-bombero (1)
Bodeguero (1)
Winchero (1)
Limpiador (3)
Volteador (1 o 2)
Tubero-bombero (1)
Bodeguero (1)
Winchero (1)
Administrador (2)
Enmaderador (1)
Ayudante (2)
CONTRATISTA
Ing. Residente
SUPERVISOR
Turno disparo
SUPERVISOR
Turno limpia
SERVICIOS
50
Sobre el cuadro patrón se coloca una viga con un agujero en su centro para dar paso a
la plomada central. Las dimensiones interiores del cuadro patrón corresponden a la
sección de diseño del pozo y sirve para controlar y mantener la sección del mismo.
Para empezar la perforación, el centro del pique es marcado o se ubican puntos fijos
para orientar la verticalidad del pozo durante la perforación. Normalmente un taladro
corto es perforado para insertar en ella un pasador corto de acero o un barreno que
facilite la dirección del resto de los taladros.
Durante la perforación cada perforista opera su propia máquina y su propia sección del
trazo de perforación. La profundidad de los taladros es de 5’ y de 8’ y es importante
hacer el máximo posible en el ciclo de perforación, pero muchas veces está controlado
por las condiciones del terreno de excavación. También es importante alcanzar el
disparo con mínimo sobre-rotura. El avance del pique en su conjunto está controlado
por una adecuada coordinación de los ciclos de trabajo de perforación (drilling),
limpieza (mucking), revestimiento (living) y soporte (support).
Cuando un taladro es perforado, se limpia con la misma máquina, el barreno es
extraído y el taladro taponado. Las máquinas perforadoras tienen acción retráctil.
Terminada la perforación, el anillo y las máquinas son izados hasta una posición
segura.
El número de taladros por
disparo en un pique y en roca
dura, se determina usualmente
mediante una fórmula empírica:
N = 0.234 A + 22
Donde:
N = Número de taladros de
perforación.
A = Áreas en ft2
Diámetro
pique (ft)
Área pique
(ft2)
Número de
taladros
basado en
fórmula
10. 79 40
15 177 63
20 314 95
25 491 137
51
El trazo de perforación.
Básicamente hay dos tipos de disparo en un pique:
Disparo de todo el frente (full facc)
Disparo por bancos (bench)
La selección está basada en el tipo de terreno, del agua en fondo del pique y del tipo
de limpieza a emplear.
Disparo de todo el frente. Es mediante un corte central donde el área completa
del pique es perforado. Este tipo de corte es mejor cuando la limpieza es
mecanizado y para el avance más rápido.
El corte de banco. Se llama también voladura Sumping cut o balancín, donde
sólo se perfora la mitad del área y la disposición de los taladros es en forma de
abanico, el proceso es en forma alternada de manera que siempre exista un
espacio para acumular el agua.
52
El corte de banco, a pesar del bajo avance por disparo, ofrece una velocidad de
profundización más elevada que el corte central, por las siguientes razones:
El drenaje de la parte superior del pique es excelente.
La perforación y carga de los taladros son facilitadas por el buen drenaje.
La proyección de la roca del disparo es mucho menor y es orientado hacia la
pared.
El número de perforadoras se determina partiendo de la sección del pozo, así una
perforadora es para 1,5 m2 a 3 m2 del área de pozo. También se determina según el
volumen de los trabajos de perforación y la duración del ciclo destinado a ella.
Igualmente el número de taladros se calcula igual que en una galería o utilizando las
fórmulas empíricas que dan buenos resultados. En la práctica se adopta una malla de
1m x 1m ó de 1.5 a 2 taladros/m2. En pozos circulares la disposición de los taladros son
concéntricos. La distancia entre los círculos de disposición de los taladros es de 0.6m a
1.10m.
Carga y voladura.
El explosivo que se utiliza son las mismas dinamitas de 45%, 65% y 75% de 7/8”Ø x 7”;
dinamitas lurinit de 5/8” x 20”, si el frente es seco; el fulminante N°6 y el cordón
detonante pentacord 5P. Por la presencia del agua, todos los explosivos y accesorios
tienen que ser resistentes al agua.
53
La secuencia de encendido empieza con los taladros del centro y cada anillo
subsiguiente detona con retardo de ½”. En la carga de taladros primero se sopla el
taladro. Un cartucho es cargado al fondo y el siguiente contiene un fulminante de
voladura. La parte remanente es cargado dejando caer cartuchos dos en dos y luego el
atacado; se deja aproximadamente 0.40 a 0.5 m sin carga. Luego se procede con el
encendido con pentacord.
De acuerdo a la secuencia de los trabajos de arranque y del modo de entibación se
utilizan esquemas principales que pueden ser en serie, paralelo y mixto.
Con el esquema de excavación en serie, se divide el pozo en tramos. En cada
sección empezando de la parte superior se efectúa primero la excavación de la roca,
seguidamente se erige de abajo arriba la fortificación permanente. Una vez terminada
la fortificación del tramo se inicia la excavación en el tramo siguiente.
54
Con el esquema de excavación en paralelo, los trabajos de excavación y fortificación
permanente se ejecutan al mismo tiempo y en dos tramos contiguos. En el tramo
inferior separado por una plataforma protectora sólida, se realizan los trabajos de
extracción de la roca y de fortificación provisional. En el tramo superior y desde la
plataforma suspendida se construye de abajo arriba la fortificación permanente
d) Ventilación.
El caudal de aire en el fondo del pique se calcula en función del número de personal, dilución
del contaminante y la temperatura ambiente. Normalmente se instalan en el cuello del pique
hasta que la manga quede a 15 m de distancia del fondo. La ventilación por succión es
normalmente utilizada.
Ejemplo para el Pique Satélite de Quiruvilca han utilizado:
- Un ventilador de 18 HP.
- Caída de presión, 8.3 pulg. de agua
- Sección pique: 2m x 5m
- N° de personal: 8 hombres.
- Caudal de aire de 10 440 CFM
- Ø de manga de ventilación de 18”
e) Limpieza.
La limpieza es la operación más laboriosa respecto a cada uno de los ciclos de excavación de
un pozo, ocupando el 50% a 70% del tiempo que dura un ciclo de avance.Cuando la limpieza
es manual, se requiere un mínimo de 3 personas limpiadores y uno que voltea la carga. Los
rompe pavimentos y picadores son herramientas muy útiles, en el fondo del pique, para
acelerar el desatado de la roca fracturada.
Fig…Esquema de avance en paralelo
55
Actualmente existen equipos neumáticos o eléctricos de limpieza mecanizados, que trabajan
suspendidos mediante una wincha de 2 a 3 ton sobre la plataforma de seguridad. Algunos
equipos tienen mando a distancia (control remoto). Las winchas están ubicadas
aproximadamente a 50 m más alto del fondo. La capacidad de la cuchara varía desde 0.15 m3
a 0.60 m3.
Fig….Equipos mecanizados de limpieza
para excavación en piques
Fig….Equipos Alimak para ensanchamiento de
piques.
56
f) Drenaje.
En la perforación de piques siempre habrá una cierta cantidad de agua producto de dos
fuentes: filtraciones y agua de perforación. Estas aguas deben ser extraídas mediante
el sistema de bombeo hasta la superficie y/o por etapas. En piques de poca
profundidad usan bombas de 5, 7, 10 a 15 Hp.
g) Sostenimiento.
En toda excavación permanente como en los pozos, se requieren de un sostenimiento
provisional inicialmente y otro definitivo, durante la profundización de pozos.
Sostenimiento provisional y
Sostenimiento definitivo
Sostenimiento provisional. Los trabajadores durante la profundización de piques
están expuestos a la caída de rocas; para controlar este fenómeno se hace un
sostenimiento con pernos de roca con una densidad de 0.7 pernos/m2.
Sostenimiento definitivo. El sostenimiento definitivo se realiza con cuadros de
madera de pino de 8” x 8” preparados especialmente y tratados con una solución de
BASELIT-UA contra los hongos de la putrefacción, ó revestimiento con anillos de
concreto armado.
Cuando el sostenimiento es con cuadros, a partir de los cuadros base o cuadros de
asiento, se va suspendiendo los cuadros mediante barrillas de Hierro liso de ¾” Ø x 7’.
Cada cuadro suspendido se aploma con 4 plomadas suspendidas en los extremos del
cuadro, luego se bloquea con topes. La instalación de cuadros de asiento que está
compuesto de 4 piezas de madera de 8” x 12” x 9’ empotrados de caja a caja, se
colocan cada 10 cuadros y siempre en las estaciones y niveles principales. El avance
con cuadros debe estar a una distancia mínima de 6 m de la plancha de seguridad.
Cuando el sostenimiento es con anillos de concreto armado o simple, cada 10 m de
avance los anillos son concretados, pero previamente a esa distancia se arma un
cuadro de asiento y se erige la fortificación de abajo arriba. Los anillos tienen un grosor
57
entre 0.20m a 0.40m y altura de 0.50m. El concreto se prepara normalmente en
superficie con una resistencia de aproximadamente de 300 Kg/cm2:
Proporción en Vol.
Cemento 1.0 42.5 Kg
Arena 3.0 100
Grava 2.8 90.
Eficiencias.
1) Para un pique de 2m x 5.40m, se dispone de 17 a 22 trabajadores, para realizar: un
turno de perforación, otro turno de limpieza y otro de sostenimiento.
Con avance/disparo = 0.90m.
La velocidad de profundización es de 10m a 25 m/mes
2) Para la excavación mecanizada de un pique de 4.60m de diámetro, en 3 turnos,
trabajando todo el ciclo cada guardia con 17 a 22 obreros, se logra un avance de 1.10m
con un disparo de tipo banco; igualmente se tiene la siguiente información de tiempos
de trabajo:
- tiempo de instalación de la perforadora 30 min.
- Perforación 120 min.
- Carga y voladura 60 min.
- Ventilación 30 min.
- Tiempo de fijación 30 mon.
- Limpieza 150 min.
420 min.
La perforación y concretado son hechos con el mismo personal.
Se Requiere 12 turnos para 10m de avance de pique y 60 turnos para 50m/mes.
La distribución de costos en un pique son:
- Perforación disparo y limpieza 45%
- Manipuleo de equipos (wincha, bombeo, etc.) 25%
- Instalación de cuadros en el pique 20%
- Instalación de plataformas, escaleras 10%
58
2.6 PROYECTO Y CONSTRUCCIÓN DE ECHADEROS
En la explotación de un yacimiento mineral se movilizan grandes volúmenes de mineral
o desmonte a través de echaderos que pueden ser ore pass y waste pass. La
ubicación de los grandes echaderos debe ser el resultado de análisis y estudios
geológicos, geotécnicos y operacionales de la mina en particular.
Echadero de mineral. Son labores de comunicación vertical o inclinada, destinadas a
la transferencia de mineral en forma descendente o por gravedad, desde las zonas más
altas de la mina hasta los niveles inferiores de extracción principal; también ponen en
comunicación a los tajaos con el nivel inferior, donde está equipado con compuertas u
otros mecanismos para regular la salida del mineral. Estas labores se construyen en
sentido ascendente o descendente dentro del mineral o en rocas de caja, con sección
transversal reducida que varían de 0.80 m2 a 4 m2,
59
2.6.1 CONSIDERACIONES DE DISEÑO.
1. Duración del ore pass por lo menos para la explotación de dos o más tajaos, niveles
o secciones, durante la explotación de la mina.
2. La capacidad del echadero (m3) por lo menos para acumular la producción de un
turno.
3. La longitud del echadero está en función de la altura del nivel o la altura del nivel de
extracción a los tajaos.
4. Buzamiento del echadero, de acuerdo a las características del material:
60
Para material panizado > 60°
Para material seco y duro > 45°
No se usa buzamientos < 30°
5. Dotar del sistema de control para el tamaño del mineral con parrillas y para el
sistema de carguío con tolvas.
6. Material para su revestimiento de bajo costo y mantenimiento.
7. En general el diseño de los echaderos obedecen al planeamiento general de la
mina
2.6.2 CLASIFICACIÓN DE LOS ECHADEROS.
A. ATENDIENDO A SU INCLINACIÓN. Las chimeneas se construyen en función a la
inclinación y forma del yacimiento, y son vertical e inclinado.
ECHADEROS VERTICALES. Son echaderos en posición vertical o casi vertical, que
tiene la gran desventaja de deteriorar la tolva por los fuertes golpes que recibe
debido a la caída de mineral; de allí es recomendable dejar siempre un poco de
carga en la tolva.
ECHADEROS INCLINADOS. Son los que se construyen con mayor frecuencia,
siguiendo la inclinación del yacimiento y en otros casos en roca caja.
B. ATENDIENDO A LA FORMA DE LA SECCIÓN, son de forma: cuadrada,
rectangular, circular y poligonal. Estos últimos se construyen con revestimiento de
bloques prefabricados.
C. ATENDIENDO EL USO DE MATERIAL PARA EL REVESTIMIENTO son:
- Echaderos en roca.
- Echaderos con madera: son encribados, cuadros y entablado interior, y puntales
en línea (en vetas no mayores de 8’).
- Echaderos con concreto prefabricado.
- Echaderos con concreto armado.
- Echaderos con anillo metálico
D. ATENDIENDO EL NÚMERO DE COMPARTIMENTOS. Se construyen cuando la
chimenea va cumplir varias finalidades y son de: uno, dos y tres compartimentos
61
El factor de uso de cada tipo de echaderos está definido de acuerdo al tonelaje
estimado que debe pasar, así tenemos:
- Echaderos forrados con planchas metálicas pasan de 100,000 a 150,000 Ton.
- Echaderos de concreto pasan aproximadamente 150,000 Ton.
- Echaderos de madera con cribbing pasan de 10,000 a 50,000 Ton.
2.6.3 CONSTRUCCIÓN DE ECHADEROS.
La experiencia de la construcción de chimeneas por métodos convencionales y en
forma ascendente, han demostrado que se trata de una de las operación subterráneas
difíciles de excavación, más tediosas y lentas, y que demuestran mayor número de
accidentes. Cuando la longitud de la chimenea sobrepasa los 30 m, el avance se torna
más complicado. Asimismo, tienen altos costos operativos que en la minería
subterránea moderna, aún todavía no se puede evitar.
En la actualidad existen métodos y equipos específicamente diseñados para construir
chimeneas sin mucho de los problemas que se presentan en el método convencional
de excavación.
“La perforación de chimeneas convencionales (Art. 227 RSHM) de más de 20 m de
longitud deberá hacerse utilizando dos compartimentos independientes, uno para el
tránsito del personal y otro para el echadero. Se exceptúan las chimeneas preparadas
con medios mecánicos. Para casos de chimeneas desarrolladas en “H” el
procedimiento debe hacerse comunicándose subniveles cada 20 metros”
62
63
64
TRAZO TOPOGRÁFICO DE LA CHIMENEA.
Previamente a la construcción de las chimeneas, uno de los controles fundamentales
es el control topográfico: tanto horizontal como vertical rigurosos, para determinar sus
coordenadas y las cotas con precisión. Cuando las galerías o niveles comunican a
superficie, los puntos de inicio y término de un proyecto de chimenea en ese nivel
deben estar preferible enlazados a los puntos topográficos de triangulación que están
en la entrada de la labor y determinados altimétricamente por nivelación geométrica, a
fin de asegurar una buena comunicación.
PERFORACIÓN Y VOLADURA.
Los trazos utilizados son comúnmente: corte quemado, corte en “V” y corte piramidal.
Estas chimeneas, cuando el plazo de servicio ha de ser muy largo, se construyen de
sección circular y preferible en roca dura.
EQUIPOS DE CONSTRUCCIÓN.
Para la construcción de chimeneas se dispone actualmente de equipos mecanizados y
convencionales.
A) Equipos convencionales para construcción de chimeneas.
1. Máquinas stoper y/o jackleg, que usan barrenos de 5’ a 8’, cuyo avance fluctúa
entre 10 m/mes a 37 m/mes.
2. Jaula Jora. Esta máquina fabricada por Atlas Copco se aplica para la
excavación de chimeneas verticales o inclinadas. Requiere previamente de un
taladro piloto de Ø entre 75 mm. a 100 mm., por donde penetra el cable de
elevación. Los principales componentes son:
- La plataforma de trabajo.
- La jaula de transporte.
- El mecanismo de elevación y
- En chimeneas inclinadas el carril de guía.
Durante la perforación la plataforma se fija a los hastiales mediante un sistema
de brazos telescópicos. El campo de aplicación práctico y económico se
encuentra en construcción de chimeneas entre 30 m a 100 m. El barreno central
sirve de hueco piloto de expansión en los cueles paralelos, con los que se
65
consigue avances por disparo de 3m a 4m y la entrada de aire fresco. El
principal inconveniente es la perforación del taladro piloto y el desenganche de
la jaula del cable de elevación en cada disparo
3. Plataforma trepadora Alimax. Es una jaula que sube la chimenea por una
cremallera empernada en la pared, y por su gran flexibilidad, economía y
velocidad se utiliza para la excavación de chimeneas y piques. Actualmente se
ha convertido en uno de los más usados equipos del mundo, sobre todo en
aquellos casos donde no existe ningún nivel de acceso superior. Los
componentes principales son:
- Una jaula.
- Plataforma de trabajo.
- Motores de accionamiento
- El carril guía y
- Los elementos auxiliares.
66
Ventajas de Alimax.
1. Se usan para chimeneas de pequeño y de gran diámetro y con cualquier
inclinación.
2. Pueden excavar chimeneas con sección de 3 m2 hasta 30 m2
3. Es posible en una misma obra cambiar la dirección e inclinación de las
chimeneas mediante el uso de carriles curvas
4. La longitud de excavación puede ser ilimitada. La chimenea más larga excavada
hasta la actualidad es de 1 040 m con 45° de inclinación.
5. En terrenos malos las plataformas pueden utilizarse previo sostenimiento con
pernos de anclaje e inyección de cemento.
67
6. La inversión es menor que Raise Boeing.
7. No requiere mano de obra muy especializada.ç
8. La preparación del área de trabajo inicial es muy reducida.
Desventajas.
1. El ambiente de trabajo es de escasa calidad.
2. La rugosidad de las paredes es grande.
Tipos de plataforma trepadora.
Alimax se introdujo en 1957 para la preparación de chimeneas con plataforma
trepadora, siendo esta aprovechable en los siguientes modelos:
a. Plataforma con propulsión neumática.
b. Plataforma con propulsión eléctrica.
c. Plataforma con propulsión diesel hidráulica.
a. Plataforma con propulsión neumática.
Pueden usarse para chimeneas hasta 150 m de longitud, y se presenta en dos
modelos:
STH-5L de una sola unidad propulsora, perfora en áreas hasta 9 m2.
STH-5LL son de dos unidades propulsoras con dos motores neumáticos,
perforan en áreas de 15 m2 a 18 m2.
La propulsión normal de trabajo es de 75 lb/pulg2
b. Plataforma con propulsión eléctrica.
Se presentan en dos modelos:
STH-5E de una sola unidad propulsora, perfora en áreas hasta 7 m2 como
máximo. En sentido vertical la longitud alcanza de 800 m a 900 m. Velocidad
de ascenso 18 m/min. Potencia motor 10 HP. Velocidad de descenso de 25-
30 m/min.
STH-5EE son de dos unidades propulsoras para chimeneas verticales y
perforan en áreas hasta 15 m2. La longitud máxima de avance es de 800 m a
900 m. Potencia del motor 2 x 10 HP
c. Plataforma con propulsión diesel hidráulica. También son de 2 modelos:
68
STH-5D son de una sola unidad propulsora para áreas hasta 5 m2. La
longitud máxima de avance es hasta 2000 m. La velocidad de ascenso es de
22 m/min. Velocidad de descenso de 25-30 m/min. Potencia del motor de 38
HP.
SHT-5DD son de dos unidades propulsoras, para áreas hasta 10 a 15 m2.
Para chimeneas verticales hasta 2000 m de longitud. La velocidad de
ascenso es de 15 a 22 m/min. Velocidad de descenso de 25-30 m/min.
Potencia del motor de 38 HP.
Además estas máquinas trabajan adecuadamente bajo las siguientes
condiciones:
En terrenos cuya consistencia no sea calificado como suave o deleznable.
El consumo del aire es de 7 m3/min.
Transporta 2 personas, máquina perforadora y accesorios de trabajo.
Dispone de un teléfono propio
Carril guía.
Previamente se excava una cámara de 9 m de largo x 3 m ancho x 3 m alto y
sobre ésta una chimenea hasta 8 m de longitud total, que permitirá operar la jaula
a partir de la cámara. Una vez terminado los trabajos de excavación y preparación
de la cámara, se instala la curva de carril guía.
Los carriles de deslizamiento se basan en el principio de impulsión de peñón,
cremallera de la plataforma y son de dos tipos: rectos y curvos, y constituyen el
accesorio indispensable para la operación de ascenso y descenso de la trepadora,
van anclados con pernos de expansión de 0.50 m de longitud que penetra en roca
ligeramente inclinados hacia la chimenea., vienen en longitudes de 1 m y 2 m. Los
carriles de 1 m vienen rectos y con un ángulo de inclinación de 3°, 7°, 8°, 25°, que
sirven para atravesar curvas de 45° hasta 90°.
69
Ejemplo.
En curvas de 90° se colocan carriles de 1 m en este orden: 8° (entrada), 25°, 25°,
8° (salida)
Para 70° se coloca en este orden: 7°, 8°, 25°, 8°, 7°
Siempre se instalará a la entrada una sección de 8° antes de una o más
secciones de 25° y una sección de 8° salida después de las secciones de 25°.
En consecuencia nunca se instalará una sección de 3°, 7° o recta empalmada
directamente a una sección curva de 25°.
Los carriles de 2 m recto especial (con 8 pernos) se colocan cada 50 m e
inmediatamente arriba de la curva de carriles.
Al excavar chimeneas con inclinación menor de 60°, el techo de seguridad no es
necesario, pues el muro pendiente ofrece suficiente protección.
En chimeneas con inclinaciones entre 45° a 60° se utilizan jackleg y entre los
55° a 90° perforadora stoper.
Ciclos de trabajo de Alimak.
- Se evacuan los gases.
- Los mineros ascienden dentro de la cabina con todo su equipo.
70
- Se desata y empareja el techo.
- Prolongar el carril guía.
- Se inicia la perforación: el agua y el aire es a través de las tuberías de
carril guía.
- Se cargan los taladros y los trabajadores descienden hasta la curva al
fondo de la estación.
- .
4. Ejecución de chimeneas con el sistema PEM (Plataformas y escaleras
metálicas)
El sistema PEM (Plataformas y escaleras metálicas) es un sistema muy versátil y de
menor costo en relación a otros métodos empleados para la excavación de
chimeneas. En comparación al desarrollo convencional con madera, este sistema
elimina el maderamen y se obtienen avances hasta 6 m /día. El peso liviano y la
maniobrabilidad del sistema facilitan el transporte, instalación y desmontaje en el
lugar del proyecto. En comparación a las chimeneas preparadas con maquinaria
especial, no requieren de cámaras y labores adicionales de cabeza o de base.
Las características para la ejecución del sistema PEM son:
Las chimeneas de mayor altura se desarrollan en “H” comunicándose con
subniveles cada 20 m y una adecuada ventilación auxiliar.
Este sistema se utiliza para todas las chimeneas en rocas encajonantes como:
ore pass, waste pass, pilotos de piques o inclinados, chimeneas de
preparación sobre vetas, ventilación, servicios, drenajes, arranques en
voladuras de gran volumen, etc.
71
Los proyectos deben estar emplazados en rocas con RQD mínimo de 60,
equivalente al “Q” de Barton de 5.91, que en clasificación del macizo rocoso
representa una calidad de roca regular a buena.
El diámetro máximo recomendable de la chimenea debe ser 2.40 m con
inclinación no mayores a 75°
Los elementos metálicos del sistema son:
- Una plataforma de trabajo y otra de seguridad que tiene un par de corredizos
que regula horizontalmente al ancho de la labor.
- Escaleras metálicas empleados solo en el proceso de avance y comunicación
de la chimenea.
- El sistema se complementa con la instalación de los anclajes y plataformas de
descanso.
Secuencia operacional.
1.- Ventilación, que es monitoreada desde el nivel de base o del subnivel
correspondiente mediante una tercera línea de aire comprimido.
72
2.- Desatado. Que es permanente durante el ciclo de trabajo.
3.-Verificación de los elementos metálicos
4.- Colocación de plataformas y escaleras.
5.- Perforación. Se inicia con la perforación de nuevos taladros sub-horizontales
para los anclajes sujetadores y luego la perforación de la chimenea.
6.- Voladura. Es empleado el sistema integrado de accesorios no eléctricos para
la voladura controlada, con el inicio desde el nivel de base o subnivel de
chimeneas desarrolladas en “H”. Previamente se desinstala todo el juego de
plataformas.
7.- Limpieza
El sostenimiento no es parte del ciclo de trabajo; sin embargo, a pesar de la
aparente homogeneidad del macizo rocoso se presentan discontinuidades que
exigen la colocación de los soportes externos o internos en la chimenea.
En cuanto al performance, el sistema permite dos, tres o cuatro ciclos de
perforación y voladura por día, dependiendo de las condiciones de operación y del
lugar, con avances de hasta 6 m/día u 80 m/mes.
B) Equipos mecanizados para la construcción de chimeneas.
Los equipos mecanizados para la construcción de chimeneas y pozos verticales o
inclinados, presentan las siguientes ventajas respecto a los equipos o métodos
convencionales:
1. Mayor seguridad para el personal, puesto que en algunos métodos los
trabajadores no se encuentran dentro de la excavación durante la ejecución de
las chimeneas o pozos.
2. Mejor estabilidad del terreno por obtener excavaciones con superficies lisas, por
no ser necesario el uso de voladura.
3. Mayores rendimientos de perforación, debido al menor tiempo de ejecución.
4. Menores costos por aumento de la productividad.
Existen tres tipos de máquinas mecanizados con ligeras diferencias según las
empresas fabricantes, y son:
1. Shaft Drilling
2. Shaft Boring
73
3. Raise Boring
1.- Shaft Drilling
Es una extensión de las técnicas convencionales de perforación rotativa usadas en la
extracción de petróleo y consiste en excavar pozos de gran diámetro en sentido
descendente utilizando una plataforma de perforación instalado en superficie. La
excavación puede realizarse en una sola etapa o en sucesivas etapas de ensanche. El
detritus se evacua mediante la circulación inversa del lodo de perforación. La máquina
logra su estabilidad manteniendo el pozo lleno de lodo. Son adecuadas para perforar
en rocas débiles o medias hasta formaciones rocosas que alcanzan una resistencia a la
compresión superior a los 300 Mpa. La máquina se adapta a las condiciones
hidrogeológicas más difíciles
2.- Shaft Boring
74
Propiamente es una máquina de profundización de pozos denominado “Shaft Boring
Machine”, que es una tecnología nueva y la más avanzada en construcción de pozos, a
pesar que la tecnología es de los años ’60; cuenta con personal a bordo, realizando el
transporte de lodo y el servicio desde la superficie.
3. - Raise Boring
Se denomina también “Raise Drilling”, que es un sistema de ejecución de pozos o
chimeneas por medios mecánicos entre dos o más niveles. Está diseñado para
efectuar primero un sondeo piloto, siguiendo después el ensanche en sentido
ascendente, con cabeza de corte que ensancha en una o varias etapas hasta lograr el
diámetro final requerido. El diámetro varía de 2000 mm. a 3000 mm. y perfora
profundidades desde 100 m hasta 1000 m. En el Perú se han empleado en las minas
San Vicente, Raura, etc
Para la operación de estas máquinas, se requiere realizar el siguiente procedimiento:
a) Preparación de la cámara e instalación de la base.
b) Instalación del equipo.
c) Perforación del hueco piloto
d) Ensanchamiento de la chimenea mediante la broca escareadora
a) Preparación de la cámara e instalación de la base.
Normalmente se sitúa en una galería o sobre un lugar planeado para la chimenea y se
requiere construir previamente una cámara con dimensiones mínimas de 26’ de
longitud, 12’ de ancho y 19’ de alto; luego construir una base de concreto armado de 2’
de espesor con 32 pernos de anclaje de 6’, donde se anclará la máquina.
b) Instalación del equipo.
Comprende el izaje y el emplazamiento de la máquina en su base, mediante los teclees,
tilfors, etc y la instalación de circuitos eléctricos, aire comprimido, tuberías de expulsión
de residuos y tuberías de agua de refrigeración.
75
76
77
c) Perforación del hueco piloto.
Se inicia con la broca piloto (tricónicas) acopladas al primer estabilizador, perforando
desde un nivel a otro en sentido ascendente o descendente con secciones variables de
7 3/8” a 9” hasta 11”. Perforados los primeros 5’ se instala el Packer, luego se continua
con la perforación acoplando otros estabilizadores y los tubos de acople hasta llegar al
nivel inferior. Para la perforación del hueco piloto se utiliza sólo el aire comprimido de
500cfm y 80 PSI, se exige un control sobre la expulsión de residuos.
d) Ensanchamiento de la chimenea.
Concluida la perforación del hueco piloto, se retira la broca y se acopla en el nivel
inferior (o superior) la broca escareadora o los trépanos o Reamer, lo cual comienza su
trabajo de abajo hacia arriba con dos diámetros de 305 mm. y 406 mm. hasta llegar a
las inmediaciones de la base de la máquina en el nivel superior; nuevamente se hace el
montaje del tercer y cuarto trépanos de 610 m, 813 mm. 1016 mm. de Ø quedando de
esta manera concluida el trabajo. El resultado es una chimenea bien contorneada y lisa.
El cortador tiene un promedio de penetración de 2’5”/hora. Para la perforación se
requiere energía eléctrica, aire comprimido, y agua de refrigeración
En su conjunto estos equipos son accionados reumáticamente, electro-hidráulica, y
diesel-hidráulica, tanto para el taladro piloto como para el ensanchamiento; la
perforación es rotativa.
El campo de aplicación de RB:
- Perforaciones preliminares para continuar con piques principales.
- Echaderos de mineral y relleno.
- Para conductos de tubería con fines de drenaje y ventilación
- Agujeros para canales de cable y para centrales de energía eléctrica
La selección de uno cualesquiera de los equipos mecanizados más apropiados para la
construcción de pozos y chimeneas, se realiza en base a costos, teniendo en cuenta
las condiciones geotécnicas e hidrológicas particulares del lugar del proyecto y los
tiempos de ejecución; a esto debe sumarse la experiencia del personal en el campo de
aplicación de cada método o técnica.
78
2.7 EL DISEÑO Y DETALLES DE LAS TOLVAS.
Las tolvas, son artificios o dispositivos de carguío que utiliza el flujo por gravedad, para
descargar el material echado desde el nivel más alto al nivel más bajo, donde se
encuentran estos dispositivos de descarga. Estos métodos de regulación de descarga
del material varían desde simples compuertas de madera hasta las compuertas de
cierre automático con aire comprimido (Chute neumáticos). El diseño de las tolvas
deben considerar los siguientes aspectos:
1. Deben ser de bajo costo de instalación, mantenimiento y de fácil operación.
2. Deben construirse de manera sólida para soportar el impacto de la caída del
material. En tolvas de madera, con este fin, se hace generalmente de doble
camada.
3. Debe tener un diseño apropiado para un rápido carguío. Con este fin se instalan
chutes con compuertas neumáticas o de operación mecánica.
4. Debe existir un espacio amplio y suficiente para establecer los cuadros de
sostenimiento de la tolva y una operación cómoda de carguío.
Cuando se trata de tolvas estándar de madera, para cargar a los carros mineros de
distinta capacidad del convoy de transporte, se debe tomar en cuenta, como parte del
diseño, los siguientes detalles:
La luz del canal de la tolva varía entre 60 cm. a 90 cm. Pueden tomarse también
aproximadamente un poco más de la mitad del largo de la tolva del carro minero.
Para tolvas más anchas debe diseñarse cierres de acción automática, como las
compuertas neumáticas y de cilindros hidráulicos
El borde de la boca de descarga, llamada también jeta de la tolva, suele quedar
de 10 cm. a 20 cm. por encima del borde de la tolva del carro minero.
La inclinación del plano de la camada debe ser de 35° a 45°
La distancia de la jeta al poste del cuadro de la tolva debe ser de 12” a 20”
Los dispositivos de regulación de carguío son: compuertas de madera, cierres de
arco metálico, cierres de cadena y las compuertas de cierre automático.
La altura desde la jeta de la tolva a la línea cauville son de 50” a 56” para carro s
tipo U-35 y de 56” a 66” para carros tipo Gramby
79
2.7.1 NOMENCLATURA DE LOS ELEMENTOS DE UNA TOLVA.
1. Postes y sombrero de los cuadros
2. Puente de los sombreros.
3. Caballete y Cabezal de la tolva.
4. Camada de la tolva.
80
5. Chalecos de la tolva.
6. Base, solera y postes de la tolva.
7. Sombrero de la tolva.
8. Paraderos de la tolva.
9. Alas de la tolva.
10. Tablas de compuerta
2.7.2 CONSTRUCCIÓN DE UNA TOLVA DE DOS COMPARTIMENTOS (TOLVA-
CAMINO) CON CUADROS DE GALERÍA.
1. Una vez disparado un espacio suficiente se procede al armado de los cuadros
de galería, dentro de los cuales se ubicará la tolva-camino.
2. Se tiende la solera preparado de antemano con sus morteros (dependiendo del
tipo de terreno)
3. Se paran los postes en forma vertical y el sombrero.
4. Sobre el sombrero de la tolva (sobre tacos) se coloca una longarina (puente) que
sirve de base para los cuadros superiores.
5. Perpendicular a la longarina se ponen los tirantes y se procede a bloquear.
6. Perpendicular a los tirantes que están dentro de la tolva se pone el cabezal.
7. Sobre la solera y pegados al poste de la tolva, se colocan los paraderos y sobre
éstas se pone el caballete
8. Sobre el caballete y cabezal se clavan las tablas que constituyen camada de la
tolva.
9. Sobre esta camada y pegado a los postes y tirantes se clavan alas de la tolva
con sus respectivos chalecos.
10. Finalmente se colocan las compuertas de la tolva
Otros dispositivos de regulación de carguío de mineral son:
81
2.8 CALCULO DE COSTOS UNITARIOS DE METROS DE AVANCE
2.8.1 Calculo de leyes sociales
2.8.2 Calculo de costos de implementos de seguridad.
2.8.3 Calculo de costos unitarios por metro de avance
82
Capítulo III
DISEÑO DE MEZCLAS DE CONCRETO.
Existe suficiente bibliografía del diseño de mezcla de concreto, pero poco se difunde en
las minas, a pesar que su uso está incorporándose en diversas obras de la actividad
minera. Asimismo, muchas obras de concreto ejecutados se deterioran mucho antes de
la vida económica para el cual fueron diseñados, simplemente por no realizar un buen
diseño y control de los materiales durante la preparación, producción y el proceso
constructivo de las obras de concreto, que aquí tratamos con ejemplos y ejercicios
propuestos, como producto de la experiencia de obras ejecutadas, sobre todo en obras
de tunelería que tienen el mismo ambiente minero.
3.1 CARACTERÍSTICAS Y PROPIEDADES DE LOS MATERIALES QUE
COMPONEN EL CONCRETO.
Para realizar una mezcla de concreto de calidad adecuada que satisfaga las
especificaciones técnicas de las obras, es necesario conocer previamente las
características y propiedades de cada uno de los componentes que tienen una
influencia directa e importante en la producción y comportamiento del concreto. Los
componentes del concreto, en porcentajes de volumen absoluto, de una mezcla típica
normal son:
Aire Agua Cemento
Agregados
(fino y grueso)
1% a 3% 15% a 22% 7% a 15% 60% a 75%
Pasta
Material inerte
(rocas)
83
3.1.1 CEMENTO.
1. FABRICACIÓN DE CEMENTO.
Las materias primas para la fabricación de cemento son:
Los materiales calcáreos, que es la materia prima básica del cemento que
participa en una proporción de 75%.
Los materiales arcillosos, que son las materias primas correctoras como las
arcillas y los minerales de hierro, que están en una proporción de 25%.
Entre los materiales calcáreos tenemos:
a. Rocas de cemento, son canteras de rocas calizas que de manera natural
contienen materiales arcillosos como impurezas en las proporciones correctas.
b. Calizas (puras) (limestones), son rocas calizas que contienen el 90% de
carbonato de calcio y pequeños porcentajes de alúmina, óxidos de hierro, carbonato
de magnesio, azufre y varios álcalis.
c. Margas (mares), son variedades de caliza pura ricas en arcilla y blandas, que se
encuentran generalmente en el lecho de lagos extinguidos o inexistentes, y pueden
ser:
Margas calizas, que contiene carbonato de calcio.
Margas dolomíticas, que contiene carbonato de calcio-magnesio.
Dolomías, formados exclusivamente por carbonato magnésico.
d. La creta, greda o tiza (Chal), es una caliza blanda, blanca o gris, porosa que
mancha los dedos. son formados por restos organismos microscópicos, pueden
contener pequeños porcentajes de sílice y alúmina.
e. Tufa o travertino y estalactitas, son unas calizas porosas y esponjosas que se
forma por la precipitación del agua del río y manantiales que llevan carbonato de
calcio en solución.
Entre los materiales arcillosos tenemos:
a. Arcillas, sean lacustre o fluviales son sedimentos detríticos (originado por erosión,
disgregación y transporte) muy finos originados por la alteración de los silicatos
alumínicos de las rocas ígneas y metamórficas. Los tipos de arcilla son: caolín,
bentonita y montmorillonita
b. Pizarras, son rocas de arcilla endurecida como producto del metamorfismo
dinámico de las arcillas.
84
c. Escorias de los altos hornos, producto de la reducción de minerales de hierro de
altos hornos por la combinación del material fundente (calizas).
2. PROCEDIMIENTO DE FABRICACIÓN DE CEMENTO.
(CaO + CO2) + (SiO2 + Al2O3 + Fe2O3 + H2O) + calor (3CaO.SiO2 + 2CaO.SiO2 +
3CaO.Al2O3 + 4CaO.Al2O3 .Fe2O3).
Procedimiento por vía seca Procedimiento por vía húmeda
Materiales
Calcáreos
Materiales
Arcillosos
Materiales
Arcillosos
Materiales
Calcáreos
Trituración
(75 mm) Trituración Trituración Trituración
Secado Secado Dosificación y mezcla
Amasan con agua Dosificación y mezcla
HORNO*
Clinker**
Molinos***
Cemento
Silos
Ensacado
Molino
de bolas
85
(Caliza + dióxido de carbono) + (arcilla: sílice + alúmina + óxido férrico + agua) + calor
(silicato tricálcico + silicato dicálcico + aluminato tricálcico + aluminoferrita tetracálcica.
*Los grandes hornos giratorios son cilindros de chapas de acero de 1.80 a 3.00 m de diámetro y de 30 a 90 m de
longitud que se instalan ligeramente inclinados de la horizontal; va revestido interiormente con ladrillos refractarios.
La materia prima echada en su interior, recorre lentamente de un extremo a otro, recibiendo la temperatura
gradualmente cada vez más elevada hasta alcanzar desde 850 °C a 1,450 °C, que es la máxima que se genera en
el horno, la cocción dura de 4 a 5 horas. Las materias primas, durante su calcinación sufren una reacción química y
forma un nuevo material de nódulos duros llamado Cklinker, que enfriado y molido constituye el cemento comercial.
**Antes o después del riego indicado, el clinker recibe una adición del yeso que durante la molienda se combina con
C3A, con la finalidad de retardar la fragua de la acción de cal viva que pudiera contener el cemento ó para controlar
la velocidad de fragua en el momento en que se hidrate el cemento.
***Para ingresar a la etapa de molienda, después de clinker, se analizan varias veces por hora para que la
composición del cemento tenga las proporciones debidas.
El proceso industrial de fabricación de cemento, comienza con la extracción de las
materias primas en las canteras mediante la explotación a cielo abierto (perforación y
voladura); este material roto se carga con palas y se transporta con camiones hasta la
planta de trituración. En esta planta el material es triturado desde el máximo de 1.2m3
hasta un tamaño menor de 75mm. Este material fino se transporta con fajas hasta el
almacén de la planta. Igual procedimiento se hace con materiales de arcilla y minerales
de hierro. Ambos materiales una vez llegado al parque de almacenamiento de materias
primas de la planta y mediante un proceso de extracción automático, son conducidos a
la instalación de molienda para su molturación mediante molinos de bola, hasta ser
reducida a un material de gran finura que se denomina “harina” y constituye el material
que alimentará posteriormente al horno.
En la etapa de molienda es donde se gobierna, mediante las básculas dosificadores,
las proporciones de caliza, arcilla, mineral de hierro, etc. que se incorporan al molino
para lograr la mezcla final. El material molido es transportado con fajas para alimentar
al horno donde es sometido al calor hasta principios de la fusión (1,400°C a 1,450°C).
El material que sale parcialmente fundido del horno es el Clinker.
Un análisis típico de cemento proporciona los siguientes resultados:
Óxido de cal CaO
Óxido de sílice SiO2
Óxido férrico Fe2O3
Óxido de alúmina Al2O3
Componentes principales
86
Pérdida por calcinación P.c
Residuos insolubles R.I
Anhídrido sulfúrico SO3
Durante la cocción estos óxidos reaccionan entre sí a partir de 850°C a 900°C,
formando cal viva (CaO) y desprendiendo el gas CO2. La cal muy ávida reacciona con
sílice y alúmina. La temperatura sigue subiendo a ± 1,200°C y se forman los productos
más complejos.
Silicato tricálcico C3S
Silicato bicálcico C2S
Aluminato tricálcico C3A
Ferro aluminato tetracálcico C4AF
Óxido de Magnesia MgO
Cal libre
Óxido de Sodio Na2O
Óxido de Potasio K2O
Los óxidos de sílice + óxido de cal se forma silicato bicálcico. Como siempre existe
remanente de cal, silicato bicálcico se transforma en Silicato tricálcico. Con el hierro
existente en estado de óxido y que a 1,450°C actúa como fundente y se forma el
ferroaluminato tricálcico y se le llama zona de clinkerización.
CEMENTO. El cemento es un aglomerante hidráulico por excelencia y es un producto
en polvo como resultado de la pulverización muy fina del clinker. Constituye el material
estructural de gran valor por alcanzar una dureza pétrea, con propiedades resistentes y
adherentes, después de ser amasado con agua
Los últimos estudios a cerca de la composición química del cemento Pórtland reporta,
que un buen clinker bien quemado tiene la siguiente composición:
Silicato tricálcico 36%
Silicato bicálcico 33%
Componentes secundarios
Compuestos principales
Compuestos secundarios
87
Aluminato tricálcico 21%
Otros componentes 10%
TIPOS DE CEMENTO.
Se fabrican 5 tipos de cemento, cuyas propiedades se han normalizado sobre la base
de especificaciones de la norma American Society for Testing and Materiels (ASTM) y
son los siguientes:
Cemento tipo I.- Es el cemento más empleado en la preparación de concretos para
construcciones normales como: los pavimentos, veredas, concreto armado para
edificios, puentes, reservorios, alcantarillados, etc.
Cemento tipo II.- Es un cemento prácticamente igual que el tipo I; sin embargo, tiene
menor tendencia a la exudación, moderada resistencia a los sulfatos y moderado calor
de hidratación. Adquiere resistencia con más lentitud que el tipo I. Este tipo de cemento
se logra limitando el contenido de C3A y C3S del cemento. Como genera menor calor
de hidratación pueden ser usados en estructuras de masas de concreto considerables,
como en grandes pilares, estribos voluminosos, grandes muros de contención, etc. Se
usa en zonas cálidas para reducir la temperatura de hidratación.
Cemento tipo III.- Es un tipo de cemento para ser usado cuando se requiere una alta
resistencia inicial (3 días) aunque a los 28 días ésta diferencia desaparece. Esta alta
resistencia inicial se logra aumentando el contenido de C3S y C3A en el cemento. Dado
que tiene un gran desprendimiento de calor no se debe usar en grandes volúmenes.
Este cemento se usa en las construcciones en tiempo frío (puna) y cuando la estructura
tiene que entrar al servicio lo antes posible o cuando el encofrado se retira lo antes
posible para otro uso.
Los Tipos de cemento IA, IIA y IIIA: son los mismos que los cementos indicados pero
indica el requerimiento del aire incorporado.
Cemento tipo IV.- Cemento de bajo calor de hidratación. Se ha perfeccionado para ser
usado en concretos de mayor volumen, como en las grandes presas de gravedad. Este
88
cemento se logra limitando los compuestos C3S y C3A que más influyen en la
formación de calor por hidratación.
Si el cemento tipo I se utilizara en masas de concreto, generaría en la obra grietas por
contracción porque la temperatura que genera la hidratación llega hasta 50°C, como la
temperatura del ambiente es menor se producen descensos bruscos ocasionando el
fenómeno mencionado. Por el contrario, cuando las secciones son pequeñas este calor
se libera al medio ambiente y el calor de hidratación no es importante.
Cemento tipo V.- Cemento resistente a sulfatos. Se aplican en estructuras hidráulicas
expuestas a aguas con alto contenido de álcalis y en estructuras expuestas al agua de
mar. La resistencia al sulfato se logra minimizando el contenido de C3A, puesto que
este compuesto es el más susceptible al ataque de sulfatos.
Las propiedades descritas de cada cemento están determinadas por los silicatos y
aluminatos, cuyas resistencias mecánicas son debidas a la suma de C3S y C2S, de la
siguiente manera:
El C3S da resistencia a corto plazo.
El C2S da resistencia al cabo de cierto tiempo.
El C3A acelera el fraguado en las primeras horas.
El C3A y C4AF actúan como verdaderos fundentes bajando la temperatura necesaria
dentro del horno para la cocción
Por ejemplo tenemos la siguiente información:
Con 15% de C3A presenta una mala resistencia a sulfatos.
Con 8% de C3A se obtiene una resistencia moderada a sulfatos.
Con 0 a 5% de C3A se obtiene alta resistencia a sulfatos.
En la siguiente tabla 3.1 “se muestran las proporciones típicas de los compuestos
principales de los cinco tipos de cemento Pórtland, cuyos porcentajes promedios se
obtuvieron por difracción con rayos X y análisis de los diversos cementos”1,
1 Frederick S. Merritt. Manual del Ingeniero Civil, volumen I, pág. 5-5
89
Tabla 3.1 Proporciones típicas de los compuestos principales del cemento
Pórtland, (%).
3.1.2 AGREGADOS.
Los agregados son un conjunto de partículas de origen natural o artificial, cuyas
dimensiones son fijadas por normas y constituyen alrededor de 70% en volumen de
una mezcla de concreto. El término agregado comprende: las arenas, gravas naturales
y piedra chancada.
Clasificación de materiales de acuerdo al diámetro del tamiz.
Compuesto
Tipo de cemento
I
Usos
generales
II
Usos
generales,
modificado
III
Alta
resistencia
inicial
IV
Bajo calor
de
hidratación
V
Resistente
al sulfato
C3S 53 47 58 26 38
C2S 24 32 16 54 43
C3A 8 3 8 2 4
C4AF 8 12 8 12 8
Total
Fina
Gruesa
A media
ARENA
Colo
idal
0.0
05
N°
4
GRAVA
3”
3/8
”
1’’
M
A
T E
R
I
A
L
T
A
M I
Z
PARTÍCULA
mm
N°
10
N°
40
N°
10
0
N°
20
0
9.5
1
4.7
6
0.4
2
0.0
75
<0
.00
1
LIMO ARCILLA
90
Granulometría. Es la distribución del tamaño de las partículas en el conjunto de los
agregados. Se determina por separación con una serie de tamices normales. La
granulometría es importante debido a sus efectos sobre la dosificación, la relación
agua/cemento que afecta la economía y la facilidad para colar el concreto.
AGREGADO FINO.- Es la arena o piedra natural finamente triturada a dimensiones
reducidas y que pasan como mínimo el 95% por el tamiz N°4 (4.76m.m), quedando
retenido como mínimo el 90% en el tamiz N°100. La arena se clasifica entre las mallas
N°4 (pasante) y la malla N° 200 (retenida).
La granulometría del agregado fino debe caer dentro de los límites granulométricos de
la siguiente gradación recomendada:
LÍMITES GRANULOMÉTRICOS
Tamiz PORCENTAJE PASANTE (en peso)
%
Retenido
Tipo C Tipo M Tipo F
3/8” 100 100 100
N° 4 95 - 100 90 – 100 90 - 100 0 – 5
N° 8 80 - 100 65 - 100 80 - 100 5 – 15
N° 16 50 - 85 45 - 100 70 - 100 10 – 25
N° 30 25 - 60 25 – 80 55 - 100 10 – 30
N° 50 10 - 30 8 – 50 5 - 70 15 – 35
N° 100 2 - 10 0 – 12 0 - 10 12 – 20
Bandeja 3 – 7
91
Módulo de fineza.- Es un índice utilizado para describir si la arena es fina o gruesa. Es
un indicador del grosor o finura predominante en el conjunto del agregado.
El módulo de fineza cuantitativamente, se calcula dividiendo por 100 la suma de los
tantos por ciento acumulados retenidos en los 06 tamices normales: N° 4, 8, 16, 30, 50
y 100. De acuerdo al Reglamento Nacional de Construcciones, el módulo de fineza
(mf) no debe ser menor de 2.3 ni mayor de 3.1. Cuando el mf es bajo, indica una
preponderancia de las partículas más finas; cuando es alto, la arena es más gruesa.
Malla Peso retenido
(grs.)
Porcentajes
individuales
retenidos
Porcentajes
acumulados
retenidos
% pasante
3/8” 100
N° 4 10 1 1 99
N° 8 180 18 19 81
N° 16 200 20 39 61
N° 30 190 19 58 42
N° 50 180 18 76 24
N° 100 160 16 92 8
Bandeja 80 8
1000gr 100
92
Ejemplo.
Mf = 85.2100
285
100
92765839191
AGREGADO GRUESO.- Son gravas o piedra chancada que deben ser de rocas duras
y estables resistentes a la abrasión por impacto y a la deterioración causada por
cambios de temperatura. Son los que quedan retenidos como mínimo el 95% en el
tamiz N°4.
La gradación recomendable son las siguientes.
MALLA PORCENTAJE RETENIDO
N° 4 10 – 15
3/8” 12 – 20
¾” 20 – 30
1 ½” 20 – 32
3” 20 – 35
6” 0
Malla
PORCENTAJE QUE PASAN (en peso)
AGREGADO GRUESO
FRACCIÓN
2 ½” 2”– 1” 1 ½”-3/4” 2”-N°4 ½” –N°4 1”-N°4 ¾”-N°4 ½”-N° 4
2 ½” 90-100 100 100 100 100 100 100
2” 35-70 90-100 100 95-100 100 100 100
1 ½” 0-15 35-70 90-100 …… 95-100 100 100
1” ……. 0-15 20-55 35-70 …… 95-100 100
¾” 0 -5 ….. 0-15 ….. 35-70 …… 90-100 100
½” ……. 0 – 5 …… 10-30 ….. 25-60 …… 90-100
3/8” …… ……. 0 – 5 …… 10-30 …… 20-55 40-70
N° 4 …… …… ……. 0 - 5 0 - 5 0 - 10 0 - 10 0 – 15
N° 8 ……. ……. ……. ……. ….. 0 - 5 0 - 5 0 – 5
93
Los tamices normales utilizados para agregado grueso son: 6”, 3”, 1 ½”, ¾”, 3/8” y N° 4.
El módulo de finura práctico (límites prácticos) es igual a 5.5 – 8
El tamaño máximo del agregado grueso.- En las canteras el tamaño máximo del
conjunto de agregados, se determina mediante el análisis granulométrico y está dado
por la abertura de la malla inmediata superior a la que retiene el 15% o más del
porcentaje acumulado retenido.
En las construcciones de concreto armado, el tamaño máximo del agregado grueso se
determina por el carácter de la construcción y por las exigencias de que tiene que
entrar fácilmente en los encofrados y entre las barras de la armadura; así en ningún
caso el tamaño máximo del agregado grueso debe ser mayor que:
1/5 de la menor dimensión entre las caras del encofrado.
1/3 de la altura de las losas.
¾ del espacio libre entre las barras o alambres individuales de refuerzo.
Estas limitaciones obedecen a que las barras de refuerzo queden convenientemente
recubiertas y no presenten cavidades llamadas “cangrejeras”.
Para concretos ordinarios en masas, como los grandes muros, se emplean agregados
gruesos de tamaños entre 6 cm a 8cm de Ø. Para el concreto en masa sin armadura es
2”.
El tamaño máximo del agregado grueso para concreto armado será pasante por el
tamiz N° 2 ½”, o sea normalmente 1 ½” de Ø.
Cuando se permiten piedras mayores, debe existir hasta 15 cm de espesor del mortero
entre cada dos piedras o entre una piedra y el encofrado.
El agregado grueso empleado para pavimentos rígidos, o en estructuras sometidas a
procesos de erosión, abrasión o gravitación, deben ser sometidos previamente al
ensayo de abrasión en la máquina de los ángeles, donde no deberá tener una pérdida
mayor de 50%
94
Los contaminantes en los agregados.- La mayoría de los agregados presentan
algún grado de contaminación; sin embargo las normas de construcción determinan los
porcentajes máximos permisibles. Así tenemos los siguientes contaminantes:
Los finos: limos y arcillas. Se presentan recubriendo el agregado grueso o
mezclado con la arena. En el caso del agregado grueso afecta la adherencia de la
pasta y no debe contener en un porcentaje que exceda el 1% en peso. En arenas,
exige el incremento de requerimiento de agua y ésta afecta la resistencia del
concreto; por lo que los finos (pasante en la malla 200) no debe exceder el 3% en
peso. Caso contrario el exceso deberá ser eliminado mediante el lavado.
Impurezas orgánicas. Son materias orgánicas originadas por la descomposición
de elementos vegetales en forma de margas orgánicas. Estas impurezas afectan
las reacciones de hidratación, modifican el fraguado y reducen la resistencia. En
estos casos se realiza el control cualitativo del agregado fino, mediante la prueba
colorimétrica. Estas impuresas orgánicas no deben exceder el 1%.
Partículas débiles e inestables. Son materiales que en contacto con el agua,
experimentan expansiones destructivas, y son las pizarras y otras rocas de baja
densidad. En estos casos el peso específico de los agregados es un índice muy
útil para determinar la calidad del agregado y este p.e. no debe ser menor que
2.60.
Igualmente en los agregados deben evitarse la inclusión del carbón, la mica, las
piritas de hierro, la cal viva, las grasas y aceites, que tienen características
expansivas y destructivas del concreto.
MÓDULO DE FINEZA DE LA COMBINACIÓN DE LOS AGREGADOS.
Cuando se combinan estos materiales de diferentes dimensiones como arena y grava,
el procedimiento a seguir para determinar el módulo de fineza de la combinación de
agregados es el siguiente:
Se calcula el módulo de fineza de cada uno de los agregados por separado.
Se calcula el factor en qué proporción se combinan cada uno de los materiales.
95
El módulo de fineza de la combinación de agregados será igual a la suma de los
productos de los factores (volumen absoluto agregado parcial entre agregado
total) por módulo de fineza de cada uno.
Así:
mc = rf x mf + rg x mg
Donde:
mc = Módulo de fineza de la combinación de agregados.
mf = Módulo de fineza de agregado fino.
mg = Módulo de fineza del agregado grueso.
rf = AgregadosVolumenAbs
FinoAVolumenAbs
.
..
rg = AgrgadosAbsVolumen
GruesoAAbsVolumen
..
...
También:
rf + rg = 1
El modulo de finura práctico de mc es: 4 - 7
Ejemplo de aplicación:
El resultado de análisis granulométrico del agregado fino y agregado grueso a
emplearse en la preparación de una mezcla de concreto, se muestra en el siguiente
cuadro; se tiene además:
A. Fino A. Grueso
Peso específico 2.60 gr. /cc 2.8 gr. /c.c
Peso seco de los materiales 670 Kg. 1,150 Kg.
Determinar:
a) El módulo de fineza del A. Fino.
b) El módulo de fineza del A. Grueso.
c) El módulo de fineza de la combinación de agregados.
96
A. FINO A. GRUESO
Malla % Retenido Malla %Retenido
No. 4 4.2 1 1/2" 6.3
8 12.2 1" 8.8
10 5.0 3/4" 31.1
16 13.8 1/2" 28.9
20 14.1 3/8" 23.0
30 14.5 No. 4 1.9
40 4.4
50 15.0
80 8.5
100 5.1
Recipiente 3.2
Solución.
a) Hallando previamente el % retenido acumulado:
mf = 3996.2100
6.299
100
8.962.838.632.354.162.4
mg = 51.7100
6.750
100
5001001.982.463.6
mc = rf x mf + rg x mg (I)
rf = AgregadosVolumenAbs
FinoAVolumenAbs
.
..
Volumen abs. A. Fino = 2577.0
.6.2
670
cc
gr
Kgm3
rg = AgrgadosAbsVolumen
GruesoAAbsVolumen
..
...
97
Volumen abs. A. Grueso = 4107.0
10008.2
150,1
3
m
Kgx
Kg m3
Volumen absoluto de Agregados = 0.2577 m3 +0.4107 m3 = 0.6684 m3.
rf = 3855.06684.0
2577.0
rg = 6145.06684.0
4107.0
Reemplazando todos los datos en (I):
mc = 0.3855 x 3 + 0.6145 x 7.51 = 5.77
3.1.3 EL AGUA EN EL CONCRETO.
El agua es el elemento más importante en la preparación de la mezcla de concreto y
tiene una influencia directa en la resistencia, durabilidad, trabajabilidad y propiedades
del concreto endurecido. El agua deberá ser agua dulce, limpia que no contenga
soluciones químicas u otros agentes que pueden ser perjudiciales. Por lo que está
prohibido el empleo del agua que tienen las siguientes características:
Aguas ácidas.
Aguas calcáreas.
Aguas minerales carbonatadas.
Aguas provenientes de minas.
Aguas que contengan residuos industriales.
Aguas con contenido de sulfatos mayor que el 1%.
Aguas de lluvia, que son ácidas y de PH inferior a 7.
De acuerdo a las investigaciones, el uso de agua de mar en la preparación de mezclas
de concreto tiene un efecto acelerante sobre la resistencia inicial para disminuir a los
28 días en un 80% a 90% respecto de la resistencia del concreto preparados con agua
potable.
A continuación damos una tabla que nos servirá para determinar la calidad del agua de
mezcla.
98
Sustancias Agua para concreto
Valores máximos permisibles Agua potable
Cloruros (Na, Mg) 300 ppm 250 ppm
Sulfatos 300 ppm 50 ppm
Sales de magnesio 150 ppm 125 ppm
Sales solubles 1500 ppm 300 ppm
PH (no menor de 7 ni > 10.5) 10.5
Sólidos en suspensión 1000 ppm 10 ppm
Materia orgánica 10 ppm 0.01
Límite de turbidez del agua de 2000 ppm
HUMEDAD DE LOS AGREGADOS.
Los agregados pueden presentarse como:
a) Secos.
b) Húmedos parcialmente o secos al aire.
c) Saturados con superficie seca.
d) Sobresaturados o húmedos.
Contenido de humedad (w). El contenido de agua dentro del agregado se expresa en porcentaje:
%w = 100xS
SH
Donde:
H = Peso húmedo del agregado.
S = Peso seco del agregado.
99
Porcentaje de absorción. La cantidad de agua que pueden absorber los agregados se expresa
como sigue:
%absorción = S
SPs
x 100
Donde:
Ps = Peso del agregado saturado con superficie seca.
S = Peso seco del agregado.
Agua libre y agua que le falta a un agregado para encontrarse en la condición ideal.
Si %w > % absorción, entonces existe agua libre:
Agua libre = xSabsorciónw
100
%%
Si %w < % absorción, entonces falta agua:
Agua que falta = xSwabsorción
100
%%
Ejemplo de aplicación:
El peso de diseño de los materiales a utilizarse en la preparación de una mezcla de concreto es:
Cemento = 320 Kg. /m3
Agua = 192 Lt. /m3
A. fino = 864 Kg. /m3
A. grueso = 1024 Kg. /m3
Las condiciones de humedad de los agregados en obra son:
A. fino A. grueso
Contenido de humedad 3.2% 0.6%
Porcentaje de absorción 2.2% 1.6%
Determinar las proporciones en peso de la mezcla en obra:
Solución.
El peso de diseño es igual decir, peso seco de los materiales.
Para hallar las proporciones en obra, debemos corregir por humedad: el A fino, A.grueso y el
agua. El cemento es el único material que no se corrige por humedad.
Al peso seco del agregado fino se le agrega el 3.2% de humedad en condiciones de la obra, así:
100
a) Peso agregado fino = (1 + SW
)100
% = (1 + 864)
100
%2.3Kg./m
3
= 864 x 1.032 = 891.648 Kg./m3, que es el peso húmedo
b) Peso Agregado grueso = 1,024 x 1.006 = 1030.144 Kg./m3, que es peso húmedo
c) Agua libre de agregado fino = 864100
%2.2%2.3x
= 8.64 litros.
d) Agua libre de agregado grueso = 1024100
%6.1%6.0x
= - 10.24 litros
Nota: el signo (-) indica que no existe agua libre en el agregado, por el contrario le falta 10.24
litros para encontrarse en la condición ideal.
e) El peso húmedo de los materiales:
Cemento = 320 Kg./m3
A. fino = 891.648 Kg. /m3
A. grueso = 1030.144 Kg. /m3
Agua añadida = 192 - 8.64 + 10.24 = 193.6 lt/m3
Las proporciones en peso y en obra, se obtiene dividiendo el peso del cemento a cada uno de los
materiales:
320
6.193/
320
144.1030:
320
648.891:
320
320
1: 2.8: 3.2 /0.61 Rta.
3.1.4 ADITIVOS PARA EL CONCRETO.
Se denomina aditivos a las sustancias añadidas a los componentes fundamentales de concreto
con el propósito de modificar alguna de sus propiedades.
Los aditivos mejoran, modifican o imparten propiedades especiales de una o varias
características del concreto:
Aumentar la trabajabilidad, sin modificar el contenido de agua.
Acelerar el desarrollo de la resistencia en la primera edad.
Modificar el tiempo de fragua inicial.
101
Modificar la velocidad de producción de calor de hidratación.
Reducir la exudación y sangrado.
Disminuir la segregación.
Mejorar la adherencia del concreto al acero.
Los aditivos sólo deben utilizar cuando se necesita de una marcada mejora de alguna propiedad,
que no puede obtenerse en forma económica con la mezcla básica. Debido a que las mejoras en
una característica producen, a menudo, un efecto adverso en las otras características. Por ejemplo.
la durabilidad del concreto se incrementa con la incorporación del aire, pero su resistencia
disminuye.
Los aditivos son:
Aditivo plastificante.
Aditivo retardador.
Aditivo acelerador.
Aditivo plastificante y retardador.
Aditivo plastificante y acelerador.
Los agentes inclusores de aire.
Algunos aditivos comerciales son: plastocret, plastement, chemapuna, cloruro de calcio, etc.
Finalmente debe tenerse en cuenta que ningún aditivo puede subsanar las deficiencias de una
mezcla de concreto mal dosificado. Los aditivos no deberán almacenarse por un periodo mayor
de 6 meses.
3.2 CONCRETO.
Es uno de los materiales de construcción más económicos, durables y versátiles, que se obtiene
mediante una mezcla cuidadosamente proporcionada de cemento, agregado fino, agregado
grueso, aire y agua para obtener ciertas propiedades prefijadas, especialmente la resistencia.
Algunas veces se añaden ciertas sustancias que son los aditivos, para mejorar o modificar
algunas propiedades del concreto. El concreto es un material temporalmente plástico que puede
colarse o moldearse en la forma y dimensiones de la estructura deseada, luego se endurece por
reacción química para convertirse en una masa pétrea.
102
Los materiales ligantes constituyen:
El cemento y
El agua.
Los agregados son:
El agregado fino: arena y
El agregado grueso: grava, piedra chancada, confitillo, escoria de hornos.
Las etapas principales para la producción de un buen concreto son:
Dosificación
Mezclado.
Transporte.
Colocación.
Consolidación.
Curado.
3.2.1 TIPOS DE CONCRETO Y OTROS CONCEPTOS.
Concreto simple, es una mezcla de cemento, agregado fino, agregado grueso y agua. Los
agregados deben estar totalmente envueltos por la pasta de cemento.
Concreto armado, es el concreto simple que lleva embebido armaduras de acero como refuerzo.
Está diseñado bajo la hipótesis de que dos materiales trabajan mejor conjuntamente, las
armaduras soportan mejor los esfuerzos de tracción y el concreto se incrementa el esfuerzo a la
compresión.
Concreto ciclópeo, es el concreto que lleva fuerte proporción de piedra grande de tamaño de 3"
hasta máximo de 10", cubriendo hasta el 30% como máximo del volumen total. Cada piedra
debe estar totalmente rodeado de concreto simple.
Concreto estructural, es el concreto simple, cuando éste es dosificado, mezclado, transportado
y colado, de acuerdo a especificaciones precisas que garanticen una resistencia mínima pre-
establecida en el diseño y una durabilidad adecuada.
Concreto estructural armado, es cuando el concreto estructural lleva embebido armaduras de
acero como refuerzo cumpliendo las mismas funciones.
Concreto bombeado, es el concreto impulsado por bombeo, a través de tuberías hasta su
ubicación final.
Mortero, Es una mezcla de un aglomerante y agregado fino realizada por vía húmeda.
103
Mortero bastardo, cuando el mortero se prepara con más de un aglomerante.
Pasta, mezcla de un aglomerante y agua que ofrece cierta consistencia.
La aplicación de la pasta sobre una superficie se llama empastado.
La aplicación del mortero sobre una superficie se llama tartajeo o revoque.
Lechada, aglomerante muy fluido.
Hormigón, es una mezcla natural en proporciones arbitrarias de agregado fino y agregado
grueso procedente del río o una cantera, con el tamaño máximo de 2"Ǿ de agregado grueso. El
hormigón deberá emplearse únicamente en la elaboración de concretos de resistencia a
compresión hasta de 100 Kg./cm2 a los 28 días y el contenido mínimo de cemento será de 255
Kg./m3
(6 bolsas)
De acuerdo al tipo de agregado los concretos se clasifican en: livianos, normales y pesados.
Concretos livianos, son preparados con agregados livianos y su peso unitario varían desde 400
a 1700 Kg./m3.
Concretos normales, son preparados con agregados normales o corrientes y su peso unitario
varía de 2300 a 2500 Kg./m3, según el tamaño máximo del agregado. El peso promedio es de
2,400 Kg./m3
Concretos pesados, son preparados utilizando agregados pesados, alcanzando el peso unitario
valores entre 2,800 a 6,000 Kg./m3; generalmente se usan agregados como las baritas, minerales
de hierro como la magnetita y partículas de acero. La aplicación principal de estos concretos es
en la protección biológica contra los efectos de las radiaciones nucleares, en paredes y bóveda
de cajas fuertes, pisos industriales y en la fabricación de contenedores para desechos radioactivos.
Se preparan concretos de alta resistencia desde 400 a 600 Kg de cemento por m3, que se utilizan
en las grandes edificaciones, para esto el agregado debe tener el peso específico de 2.7, con
tamaños de 1/2" a 1".
3.2.2 PROPIEDADES DEL CONCRETO.
Las propiedades del concreto son:
1. Fraguado, es el tiempo que tarda la pasta de cemento en alcanzar una dureza establecida
previamente.
2. Trabajabilidad, es la propiedad del concreto fresco que determina la facilidad y
homogeneidad con que el concreto puede ser mezclado, colocado, compactado y acabado
sin segregación y exudación durante estas operaciones. La trabajabilidad es una propiedad
104
relativa, pues el concreto trabajable para pavimentos no lo es para vigas y columnas.
Asimismo, no existe prueba alguna que permita cuantificar esta propiedad, pero se aprecia
muy bien en los ensayos de consistencia.
3. Consistencia, es la propiedad del concreto fresco que define el grado de humedad de la
mezcla. Usualmente la consistencia se determina tanto en obra como en el laboratorio
empleando el equipo de cono de Abrams, que se encuentra ampliamente difundido y su
empleo es aceptado para caracterizar el comportamiento del concreto fresco. Este ensayo se
llama “ensayo de asiento” denominado comúnmente Slump test o revenimiento.
CONSISTENCIA SLUMP TRABAJABILIDAD MÉTODO DE
COMPACTACIÓN
Seca
0” a 2”
Poco trabajable
Vibración normal y
presión
Plástica
3” a 4”
Trabajable
Vibración ligera,
chuseado
Fluida > 5” Muy trabajable (fluida
líquida) Chuseado
En el campo, las muestras se obtienen al azar, sin tener en cuenta la aparente calidad del concreto.
No debe transcurrir más de 15 minutos entre las operaciones de muestreo y moldeo del bastón de
concreto, éste último debe durar solamente 2 minutos como máximo.
Fig. Clases de mezcla según su asentamiento
Fig. Dimensiones de cono de Abrams y proceso de ensayo
105
El procedimiento de ensayo:
- El molde se coloca sobre una superficie plana horizontal humedecida, manteniendo inmóvil y
pisando las aletas.
- Se vierte el concreto hasta 1/3 del volumen.
- Se apisona con la varilla, aplicando 25 golpes distribuidos uniformemente.
- Se coloca la segunda capa aplicando el mismo número de golpes.
- La tercera capa se llena en exceso y se aplica el mismo número de golpes, para luego enrasarlo
al término de la consolidación, usando la varilla.
- Se levanta el molde vertical y cuidadosamente, en un tiempo que debe durar 5 a 10 segundos,
luego el concreto se asentará.
- Poniendo el molde al costado del concreto moldeado que se asentó, se mide la altura de
asentamiento a la altura del molde, en pulgadas, que representa el slump que se busca.
El ensayo de Abrams sólo es aplicable en concretos plásticos con asentamiento normal; no tiene
interés en condiciones siguientes:
- Mezcla sin asentamiento, que son mezclas secas.
- Mezcla con agregado grueso apreciable de mayores de 2 1/2".
- Mezclas fluidas.
- Concretos con contenido de cemento inferior a 6 bolsas/m3.
4. Segregación, es la propiedad del concreto fresco que implica la separación del agregado
grueso del mortero o pasta. Este es un fenómeno perjudicial para el concreto, porque en el
momento de llenado se produce cangrejeras, bolsones de piedra, etc. Se puede disminuir
este fenómeno mediante el aumento de finos (cemento o arena).
Generalmente este fenómeno se produce mediante procesos inadecuados de
transporte y colocación, como traqueteo de las carretillas y movimientos excesivos..
5. Exudación, es el ascenso de una parte del agua de mezcla hacia la superficie como
consecuencia de la sedimentación de los sólidos. Este fenómeno se presenta momentos
después de que el concreto ha sido colocado en el encofrado; es un indicador de mala
dosificación, uso exceso de agua, utilización de aditivos, clima de mayor temperatura, etc.
La exudación es perjudicial para el concreto porque afecta a su durabilidad y el concreto es
poroso.
6. Impermeabilidad, es una propiedad importante del concreto que se logra, con frecuencia,
reduciendo la cantidad de agua en la mezcla, una buena compactación y un curado
106
adecuado por tiempo prolongado, técnicamente aceptable. El exceso de agua en la mezcla
deja vacíos y cavidades después de la evaporación; en esas condiciones el agua puede
atravesar el concreto.
7. Resistencia, la resistencia del concreto no puede probarse en condición plástica, por lo
que el procedimiento acostumbrado es tomar muestras durante el proceso de mezcla, luego
después de curado se someten a pruebas de compresión a los 7, 14, y 28 días; por cada
ensayo se hacen mínimo dos especimenes.
Peso unitario del concreto fresco:
Para determinar el peso unitario del concreto fresco y su resistencia, se debe tomar en
consideración los siguientes:
- De acuerdo a las normas de construcción civil, previamente se realiza por lo menos un
ensayo por cada 120 m3 de concreto producido ó 500 m
2 de superficie llenada; en todo caso,
se efectuará por lo menos un ensayo por cada día de vaciado.
- En probetas cilíndricas normalizadas de acero se coloca la muestra en 3 capas sucesivas
con 25 golpes cada capa, en la última capa se coloca en exceso para enrazar a tope con el
borde de la probeta. Estas probetas cilíndricas tienen una altura doble de su diámetro (12”
x 6") y deben ser de material impermeable, no absorbente y no reactivo con el cemento.
- El muestreo se debe hacer mínimo en 6 probetas de ensayo, para que durante la evaluación
de su resistencia, cada 02 moldes se someta en una prensa, al ensayo a la rotura y a
compresión simple a la edad de 7, 14 y 28 días.
- Una vez moldeada en las probetas, éstas deben ser identificados con claves, indicando la
fecha de obtención, zona de la estructura de donde procede, etc.
- Las muestras tomadas en las probetas, dentro de 18 a 24 horas, o sea al día siguiente, se
desencofra, se pesa y luego sumergirlas en agua para su curado.
Fig. La briqueta o molde y el testigo de concreto
107
El peso unitario del concreto fresco, es el peso varillado por unidad de volumen de una
muestra representativa de concreto, que se expresa en Kg/m3. Se determina según la siguiente
relación:
Peso unitario del concreto fresco = ,deVolumenMol
PesoMoldePesoTotal
El peso unitario, se emplea para determinar:
- El rendimiento de las mezclas.
- El contenido de cemento
- El contenido de aire.
- En el diseño de mezclas.
3.2.3 FACTORES QUE AFECTAN LA RESITENCIA DEL CONCRETO.
El término hidráulico, utilizado con cemento, significa que el concreto puede endurecerse y
desarrollar su resistencia en presencia de agua; sin embargo, los factores que afectar
directamente la resistencia del concreto son:
a.- La relación agua-cemento b.- El contenido de cemento
c.- El tipo de cemento d.- Las condiciones del curado
e.- La resistencia y la rugosidad de los agregados.
a) La relación agua-cemento. Es el factor principal que influye en la resistencia del
concreto, tanto en el concreto sin aire incluso y con aire atrapado.
Fig. La resistencia del concreto disminuye cuando aumenta la
relación a/c para concreto con o sin aire incorporado (Tomada de
“Concrete Manual”, U.S. Bureau of Reclamation)
108
b) El contenido de cemento. Es el factor que en sí afecta la resistencia del concreto; la
resistencia disminuye conforme se reduce el contenido de cemento.
c) El tipo de cemento. Afecta la manera en que se desarrolla la resistencia inicial y la
resistencia final, o sea el desarrollo de la resistencia varía para los concretos hechos con
diferentes tipos de cemento.
d) Las condiciones del curado. El curado consiste en mantener el concreto fresco en
humedad para que continúe normalmente el proceso de hidratación, puesto que el
concreto vaciado, conforme transcurre el tiempo, va adquiriendo mayor resistencia,
siempre que existan condiciones húmedas favorables. En otras palabras la razón de curar
el concreto es evitar la evaporación del agua suministrada a la mezcla, con la finalidad de
mantener o aumentar la resistencia del concreto.
Los ensayos de laboratorio han demostrado los siguientes:
A los 24 horas 15% de f'c
A los 48 horas 31% de f'c
A los 7 días 565% de f'c
A los 14 días 83% de f'c
A los 28 días 100% de f'c
Fig. La resistencia del concreto aumenta con el contenido de cemento y disminuye
con adición de aire (Tomada de “Concrete Manual”, U.S. Bureau of Reclamation)
109
Por esta razón la primera semana, el curado debe ser cuidadoso y obligatorio, y hasta los 28
días debería seguir el curado, aunque mas espaciado. Después de 28 días el curado ya no es
importante. En la práctica,
Las recomendaciones de curado son:
A) Curado en temperaturas normales
1. Curado con aplicación de agua:
Curado por inundación o inmersión (pavimentos y losas).
Curado por rociado (para estructuras verticales)
Curado con cubiertas de yute o algodón.
Curado con cubierta de tierra húmeda.
2. Curado con aplicación de materiales de sellado:
Curado con películas de plástico.
Curado con papeles impermeables.
Curado mediante membranas de recubrimiento.
B) Curado a temperaturas bajas.
C) Curado a temperaturas altas.
D) Curado con vapor de agua a altas presiones.
E) Curado con vapor de agua a temperaturas atmosféricas.
Fig. La resistencia a la compresión del concreto varía según las condiciones de curado húmedo
(Tomada de “Concrete Manual”, U.S. Bureau of Reclamation)
110
En la práctica el tiempo de curado varía entre 7 y 14 días según el tipo de obra. Las vigas,
columnas, muros son de 7 días de curado. Tal vez éstas son decisiones tomadas de manera
injustificada, porque esta demostrado que debe curarse durante el tiempo indicado para
alcanzar su resistencia real; por eso los elementos estructurales que necesitan concretos de
alta resistencia, deben llegar hasta los 28 días de curado.
La resistencia y la rugosidad de los agregados, son también factores que afectan la
resistencia del concreto.
3.2.4 DISEÑO DE CONCRETO.
El concreto está frecuentemente expuesto a condiciones mecánicas, físicas, químicas y
biológicas que comprometen y amenazan su desempeño. Asimismo comprometen la capacidad
estructural del concreto la mala calidad de los materiales, el mal diseño de mezcla y la mano de
obra inadecuada,
Una mezcla de concreto con capacidad estructural adecuado, se conserva soportando el paquete
de cargas, como muestra la figura ……..Mientras el concreto con capacidad estructural
inadecuado se deteriora, como muestra la siguiente fig….
Por estas razones se tiene que realizar un buen diseño de mezcla, considerando todos los factores
climáticos donde se construirá la obra y la calidad de los materiales a emplearse, ya estudiados
en acápites anteriores.
Fig….Concreto con capacidad
estructural adecuado Fig….Concreto con capacidad
estructural inadecuado
111
El diseño o dosificación del concreto, consiste en determinar las cantidades relativas de los
materiales a ser usados en la preparación de la mezcla para un caso específico de la obra.
Se diseña para producir un concreto que tenga las siguientes características:
- Concreto de consistencia plástica y homogénea, que pueda vaciarse eficientemente.
- Concreto económicamente aconsejable, de menor costo, con el tamaño máximo de
agregado grueso compatible con las dimensiones de la estructura y espaciamiento de los
refuerzos.
- Concreto de durabilidad adecuada, para resistir y perdurar las condiciones de la
intemperie y otros agentes destructivos.
- Concreto de resistencia requerida, para soportar con seguridad las cargas que se le
impondrán.
El proyectista puede lograr concretos con estas características variando la proporción de los 5
componentes siguientes:
- Relación agua-cemento.
- Proporción cemento agregado.
- Tamaño del agregado grueso.
- Proporción entre los agregados: grueso y fino.
- Tipo de cemento y productos incluidos en la mezcla.
El diseño de concreto se obtiene tanto en volumen como en peso, de acuerdo a los dos
procedimientos siguientes:
- Diseño empírico. Son técnicas de proporcionamiento arbitrario, basados solamente en
las experiencias y las observaciones de campo. El uso de este diseño está restringido a
obras de menor importancia y de magnitudes muy pequeñas.
- Diseño técnico. Este diseño se basa en fundamentos técnicos, con datos idóneos
obtenidos del laboratorio y la experiencia en obras; para el cual debe contar con las
siguientes informaciones:
a) Análisis granulométrico.
b) Pesos unitarios de los agregados.
c) Porcentajes de absorción y de humedad de los agregados.
112
d) Pesos específicos de masa.
e) Relación agua-cemento.
f) Tamaño máximo del agregado.
g) Asentamiento (Slump).
Ejemplo de aplicación:
Se desea diseñar una mezcla de concreto para ser empleada en la construcción de columnas y
losas armadas. La resistencia requerida es de 140 Kg/cm2, el tamaño máximo de agregado es de
1 1/2" de forma angular y el asentamiento de 3" - 4". Se utilizará el cemento Pórtland ASTM C-
150 tipo I (p.e = 3.15) y la consolidación será por vibrador.
Las características de los agregados a emplearse son:
A. Fino A. Grueso
P.e. 2.6 2.7
P.U. compactado y seco 1,700 Kg/m3 1,650 Kg/m
3.
P.U. suelto y seco 1,670 Kg/m3 1,620 Kg/m
3.
Contenido de humedad 5% 1.5%
Contenido de absorción 3% 1%
Módulo de fineza 2.7 ---
Solución:
1) Selección del asentamiento.
Si las especificaciones de la obra no proporcionan el asentamiento, puede utilizarse
adecuadamente la tabla No.1.
Asentamiento dado: 3" - 4" (consolidación por vibración).
2) Selección del tamaño máximo del agregado.
Los concretos que contienen mayor tamaño de agregados, requiere menos mortero por
unidad de volumen que los que contienen agregados de tamaños menores; por otro lado, el
tamaño máximo del agregado deberá ser el mayor que sea económicamente compatible con
las dimensiones de la estructura. En el problema nos da el TM = 1 1/2".
3) Estimación del agua de mezcla y contenido de aire.
La cantidad de agua por unidad de volumen de concreto para obtener el asentamiento
deseado depende:
- Del TM del agregado.
113
- De la granulometría de los agregados.
- De la cantidad de aire incorporado.
Como no nos especifica nada, diseñaremos sin aire incorporado, de acuerdo a la tabla 05.
Agua de mezclado = 185 lt/m3.
Porcentaje de aire atrapado, según la tabla 06 = 1% de m3.
Es necesario recordar que los concretos con aire incorporado, deberá usarse siempre
para estructuras expuestas a ciclos de congelación y deshielo, y para estructuras
expuestas al agua de mar o sulfatos.
4) Selección de la relación agua – cemento.
Se determina teniendo en consideración:
- La resistencia.
- La durabilidad
- Propiedades de acabado del concreto.
Esta relación a/c se determinan para el f´cp (resistencia promedio), de acuerdo a la tabla No
06
f´cp = 140 +70 = 210 Kg./cm2.
Por la resistencia, usando la tabla No 07 se determina la relación a/c = 0.64
Por la durabilidad, se usa la tabla No 12, donde corresponde el tipo C de la columna de clima
suave y la relación a/c = 0.58
Entre los dos se escoge, la relación a/c de menor valor = 0.58
5) Cálculo del contenido de cemento.
La cantidad de cemento por unidad de volumen es igual al agua de mezcla (paso 3) dividido
entre la relación agua-cemento (paso 4).
Contenido de cemento (Kg/m3) =
)'(/,Re
)/(.. 3
cpfcalación
mKgMezcladeAgua
Si las especificaciones indican un contenido mínimo de cemento, la mezcla deberá diseñarse
con aquel criterio que conduzca a una mayor cantidad de cemento.
La determinación final del contenido de cemento deberá basarse en mezclas de prueba,
ajustadas de acuerdo al paso 9 para obtener todas las propiedades deseadas en el concreto.
114
C = Cemento = 185/0.58 = 318.966 Kg.
6) Estimación de la cantidad de agregado grueso.
El agregado grueso por unidad de volumen de concreto, depende solamente de su tamaño
máximo y del módulo de fineza del agregado fino.
El peso seco del agregado grueso por m3 de concreto, en base al volumen seco y compactado
del mismo es igual al valor obtenido en la tabla No.10, multiplicado por el peso unitario seco
compactado del agregado grueso.
El volumen de agregado grueso se determina para:
TM = 1 1/2"
mf = 2.7
2.60 0.74
2.80 0.72
Rta. : 0.73 m3, que es volumen seco y compactado.
El peso seco A. grueso = 0.73 m3 x 1650 Kg/m
3 = 1,204.50 Kg.
7) Estimación del contenido de agregado fino.
Existen 2 métodos para la determinación del contenido del agregado fino, ambos se basan en
el hecho de que hasta el momento se conocen todos los ingredientes por m3, a excepción del
agregado fino; que se puede hallar por diferencia empleando los siguientes métodos:
- Método de los pesos.
- Método de los volúmenes absolutos.
a) Método de los pesos.
El peso unitario del concreto fresco se puede determinar durante el proceso de preparación y
de experiencias previas con los materiales a ser utilizados en obra.
En ausencia de esta información y en ausencia de la tabla No.2, el peso unitario del concreto
se obtiene:
115
P.U. =10 gag (100-A) + C (1- )ce
ag
-W(gag - 1)
Donde:
P.U. = Peso del concreto fresco en Kg/m3.
gag = Peso específico promedio de la combinación de agregados fino y grueso en condiciones
S.S.S
gce = Peso específico de cemento, generalmente 3.15.
A = Contenido de aire en porcentaje.
W = Agua de mezclado requerido, en Kg/m3.
C = Contenido de cemento requerido, en Kg/m3.
Para el caso del problema:
Con el valor de TM = 1 1/2" y para concretos sin aire incorporado, se obtiene el peso unitario
del concreto fresco (primera estimación) de la tabla No.2:
P.U. concreto fresco = 2420 Kg/m3.
Además sabemos que:
Agua = 185 Kg/m3.
Cemento = 318.966
A. Grueso = 1204.5 kg.
Total peso = 1678.56
A. Fino = 2420 Kg/m3 - 1678.56 Kg/m
3 = 741.44 Kg/m
3.
b) Método de los volúmenes absolutos.
Es un procedimiento mucho más exacto para el cálculo de agregado fino por m3 de concreto,
y es igual a la diferencia del volumen unitario del concreto - (S de los volúmenes absolutos
de los ingredientes ya conocidos: cemento, agua, aire, A.grueso).
El volumen absoluto de los materiales /m3 ya hallados, que son:
Cemento = 100015.3
966.318
x = 0.101259 m
3.
Agua = 1000
185 0.18500 m
3.
116
Aire atrapado = %100
%11 3 xm 0.0100 m
3.
A. grueso = 10007.2
5.204,1
x 0.4461 m
3.
Total = 0.742359 m3.
Volumen de agregado fino = 1 - 0.742359 = 0.2576 m3.
Peso A. fino = 0.2576 (2.6 x 1000) = 669.76 Kg.
8) Ajuste por contenido de humedad de los agregados.
Los ajustes por humedad se harán en los agregados fino y grueso, y en el volumen de agua de
mezcla.
Pesos húmedos de los materiales /m3 de concreto, son:
Cemento = 318.966 Kg.
A. fino = 669.76 x 1.05 = 703.248 Kg.
A. grueso = 1204.5 x 1.015 = 1222.57 Kg.
La condición de humedad del agregado puede aportar o no el agua, a fin de mantener la
misma relación de agua-cemento se tiene que corregir dicha humedad:
A. fino = 5% humedad - 3% absorción = 2% que es el porcentaje de agua libre.
La contribución de A. fino al agua de mezcla será = 669.76 x 2% = 13.40 Kg/m3.
A. Grueso = 1.5% humedad - 1% absorción = 0.5% de agua libre.
La contribución de A. grueso, al agua de mezcla será = 1204.50 x 0.5% = 6.02 Kg/m3
La cantidad de agua real utilizada será:
185 - (13.40 + 6.02) = 165.60 Kg./m3.
Las proporciones finales en obra (materiales por m3) serán:
Cemento 318.966 Kg/m3.
A. Fino 703.248 Kg/m3.
A. Grueso 1222.57 Kg/m3.
Agua efectiva 165.60 Lts/m3.
117
La proporción en peso se determina, dividiendo el peso de cada uno de los materiales por el peso
del cemento:
318.966
6.165/
318.966
57.1222:
318.966
248.703:
966.318
966.318
1 : 2.2 : 3.83 / 0.519
Convertir la proporción en peso a volumen:
1. Calcular la cantidad de materiales por tanda a partir de la relación en peso:
Cemento 42.5 x 1 = 42.5 Kg/saco
A. fino 42.5 x 2.2 = 93.50 Kg/saco
A. Grueso 42.5 x 3.83 = 162.775 Kg/saco
Agua 42.5 x 0.519 = 22.06 Kg/saco
2. Hallar pesos húmedos del agregado suelto:
A. Fino = 1670 x 1.05 = 1753.5 Kg/m3.
A. Grueso = 1620 x 1.015 = 1644.3 Kg/m3.
3. Expresar estos pesos en ft3.
A. Fino = 1753.5 Kg/m3x 1m
3 / 35.29 ft
3 = 49.688 Kg/ft
3.
A. Grueso = 1644.3 Kg/m3 x 1m
3 / 35.29 ft
3 = 46.594 Kg/ft
3.
Cemento = 42.5 Kg/ft3.
Agua = 165.6 Kg/m3 x 1m
3/35.29 ft
3 = 4.6925 Kg/ft
3.
4. Dosificación en volumen:
Se divide el calculado en el paso (1), o sea los pesos de cada material en la tanda
de un saco entre los pesos por ft3 (paso 3), para obtener el número de ft
3 necesarios para
preparar una tanda de un saco:
6925.4
06.22/
594.46
775.162:
688.49
50.93:
5.42
5.42
Proporción en volumen es: 1 : 1.88 : 3.49 /4.70
Convertir la proporción de volumen a peso:
1. Calculamos el pèso de agregados húmedos a ft3:
A. Fino = 1753.5 Kg/m3x 1m
3 / 35.29 ft
3 = 49.688 Kg/ft
3.
A. Grueso = 1644.3 Kg/m3 x 1m
3 / 35.29 ft
3 = 46.594 Kg/ft
3.
2. Calculamos pesos de una tanda de un saco, porque conocemos la dosificación en volumen:
Cemento 1 x 42.5 Kg/saco = 42.5 Kg/saco.
118
A. fino húmedo 1.88 x 49.688 kg/ft3 = 93.413 Kg/saco
A. grueso húmedo 3.49 x 46.594 kg/ft3 = 162.613 Kg/saco
Agua 4.70 x 4.6925 kg/ft3 = 22.055 Kg/saco
3. Hallamos proporción en peso dividiendo
5.42
055.22/
5.42
613.162:
5.42
413.93:
5.42
5.42
1 : 2.20 : 3.826 / 0.519
Si el metrado de concreto es de 200 m3, determinar la cantidad de bolsas de cemento y m
3 de
arena y piedra que requiere dicha obra, con el resultado de diseño de mezcla que es de 1:
2.2 : 3.83 / 0.519
Solución.
a) Si el factor cemento es de 318.966 Kg/m3, para 200 m
3 será:
200 m3 x 318.966 Kg/m
3 = 63, 793.2 Kg, dividiendo por El peso de uma bolsa de 42.50 kg se
tiene:
Cemento = 1 501 bolsas
b) La arena = 2.2 x 63, 793.2 Kg, = 140 345.04 Kg. A esta cantidad se divide por el peso
unitario suelto húmedo de arena que es 1 670 kg/m3 x 1.05 = 1 753.50 kg/m
3
140 345.04 Kg / 1 753.50 kg/m3 = 80 m
3 de arena
c) La piedra = 3.83 x 63, 793.2 Kg, = 244 327.956 Kg. A esta cantidad se divide por el
peso unitario suelto húmedo de la piedra que es 1 620 kg/m3 x 1.015 = 1 644.30 kg/m
3
244 327.956 Kg. / 1 644.30 kg/m3 = 148.6 m
3 = 149 m
3.
d) Agua = 0.519 x 63, 793.2 Kg, = 33 108.67 Kg de agua.
33 108.67 Kg / 1 501 bls = 22.058 kg / bls = . 22.0 kg / bls
33 108.67 Kg / 1000 lts/m3 = 33.11 m
3.
9) Ajuste de coladas de prueba.
La dosificación final de la mezcla, calculadas en base a proporciones determinadas, deben ser
comprobadas en mezclas de prueba con los materiales a ser empleadas en la obra, de acuerdo
a la norma C192 del ASTM, o empleando tandas reales preparadas en obra.
3.2.5 USO DEL CONCRETO EN LA MINERÍA
Aparentemente el uso del concreto puede ser limitado en la actividad minera; sin embargo, su
uso es cada vez mayor como elementos de sostenimiento, en especial en aquellas zonas críticas
119
de las labores mineras, en otras grandes obras subterráneas y en la base de equipos estacionarios.
El concreto, como material de construcción, se diseña principalmente para resistir los esfuerzos a
la compresión; sin embargo, agregando varillas de hierro se forma otro nuevo material que se
conoce como concreto armado, que resistirá a cualquier esfuerzo de tensión que se les imponga.
El concreto se usa generalmente en las siguientes obras mineras:
- Concreto lanzado o shotcrete.
- Concreto monolítico. Es el concreto que se usa en la colocación de un muro (capa) de 40
a 60 cm. de espesor, alrededor de la periferia de las labores subterráneas, sobre todo en el
ingreso de los niveles de la mina y en todas las zonas donde se observa mayor presión.
En los lugares de alta presión del terreno, primero se sostiene con arcos rígidos, luego se
coloca el concreto; también se puede colocar mallas electro soldadas de hierros
corrugados luego el concreto, en éste último caso se llama shotfer (reticulado de hierros
corrugados + shotcrete).
- Revestimiento de piques, galerías y túneles.
- Inyecciones para eliminar el fracturamiento de las rocas.
- Techos artificiales. Se usa en la explotación subterránea en yacimientos tipo mantos y en
corte relleno descendente, etc.
- Base de cimentación. Se usa en la base de cimentación para empernar los equipos
estacionarios.
120
CAPÍTULO IV
SOSTENIMIENTO DE LABORES SUBTERRÁNEAS
4.1 SOSTENIMIENTO DE LAS LABORES SUBTERRÁNEAS.
El sostenimiento de las labores mineras, es un tema complejo y crítico dentro de la actividad
minera, tanto por su condición de elementos de protección de los trabajadores y equipos, como
por su importancia económica en los costos de operación. El desarrollo y aparición de las nuevas
ramas de la ingeniería como la Mecánica de Rocas, los modelos matemáticos y los softwares, la
creación de nuevos instrumentos para la toma de datos, etc., han contribuido notablemente a
mejorar la calidad de diseños y en consecuencia la seguridad de los trabajos mineros; sin
embargo, no se podrá prescindir de la experiencia práctica en la tarea de sostenimiento de las
excavaciones subterráneas.
El sostenimiento, se entiende, como el conjunto de estructuras artificiales que se colocan en una
excavación subterránea, para compensar la condición inestable de la masa rocosa que soporta y
contribuir a su capacidad portante, con el objeto de mantener abiertas las labores subterráneas
durante la explotación, garantizando un ambiente de trabajo seguro. En la mayoría de los casos,
solamente es necesario que las labores mineras permanezcan abiertas durante periodos de tiempo
relativamente cortos, excepto las labores perennes; por ello la función del sostenimiento es
retrazar el reajuste de las masas rocosas más que asegurar un sostenimiento permanente.
PRINCIPIOS DE SOSTENIMIENTO.
Los estudios modernos de Mecánica de Rocas han aportado una serie de conclusiones generales
que conforman los principios de una nueva excavación de labores subterráneas y túneles, y
son:
a) La propia roca sea el principal elemento estructural de sostenimiento inicial, durante las
excavaciones subterráneas.
121
b) El terreno próximo al frente, una vez tratado, debe ser capaz de auto-soportarse
c) El comportamiento de la abertura y el sistema de soporte, dependen del momento de
colocación, de la forma y efectividad de contacto del elemento de sostenimiento con la
roca.
d) Cuanto menor sea el área pendiente de sostenimiento, menores serán las tensiones y las
deformaciones.
e) Es deseable la aproximación a formas circulares.
f) El comportamiento del terreno es dependiente básicamente del tiempo.
g) El sostenimiento debe estar terminado hasta una distancia del frente no superior a la
mitad del diámetro.
Conviene hacer alguna distinción sobre los conceptos de sostenimiento y revestimiento:
El sostenimiento. El sostenimiento esta referido siempre a las exigencias de resistencia y
cumple con los siguientes objetivos:
- Evitar los desprendimientos de rocas fracturadas o evitar el deterioro progresivo de las
rocas por meteorización.
- Limitar las deformaciones y empujes ordinarios del terreno.
- Resistir los empujes extraordinarios de las fallas activas o de terrenos muy plásticos o
expansivos.
Mientras el revestimiento está referido a las exigencias funcionales prácticamente no resistentes,
porque se construye después de haber transcurrido cierto tiempo desde la excavación. En obras
de tunelería, el revestimiento constituye como una de las actividades unitarias del proceso
constructivo. El revestimiento cumple con los siguientes objetivos:
- Optimizar ciertas características de diseño como: disminuir el rozamiento de las paredes
de una obra hidráulica o hacer impermeables.
- Mostrar la estética de la obra.
Sin embargo, la tendencia actual es que las obras de sostenimiento como el revestimiento tengan
exigencias funcionales y de resistencia.
122
DISEÑO DE SOSTENIMIENTO
Actualmente en la minería se ejecutan obras de ingeniería, que por su naturaleza requieren de un
diseño planificado que garantice su estabilidad a largo plazo; puesto que la creación de una
excavación altera el campo de los esfuerzos existentes en el macizo rocoso.
Si esta alteración genera esfuerzos que exceden la resistencia de la roca, se requiere instalar el
sostenimiento sea de refuerzo o de soporte.
Antes de la explotación, el terreno es estable, se encuentra en un estado
de equilibrio
Con la excavación de las labores subterráneas y durante la explotación, las presiones in situ del macizo rocoso se reorientan y concentran.
123
El problema de diseño de sostenimiento de una labor subterránea, consiste en determinar: las
cargas actuantes del macizo rocoso y la resistencia de los diversos tipos de sostenimiento; los
cuales se determinan usando los diferentes métodos:
o Determinar las cargas del macizo rocoso. La predicción y la determinación del empuje
del terreno no es tan simple, por considerar que el macizo rocoso tiene muchas variables y
propiedades geológicas como: la mineralogía, litología, discontinuidades estructurales, presencia
de agua, etc, que no pueden ser cuantificados fácilmente; sin embargo, existen métodos
empíricos y analíticos que intentan cuantificar todas esas variables, así tenemos que UNAL
(1983) determinó la carga de roca sobre el soporte a partir de la clasificación geomecánica de
Bieniawski, y esta dado por la relación:
haRMR
P
100
100
P = Carga sobre el soporte (KN)(1KN = 0.1 ton)
a = Ancho del túnel (m)
= Densidad de la roca Kg/m3
h = Altura de carga de la masa rocosa (m).
PPrreesseenncciiaa ddee FFuueerrzzaass eenn llaa RRooccaa
LLeeyyeennddaa::
VV :: Fuerzas
Verticales
HH :: Fuerzas
Horizontales
GG :: Fuerza de Gravedad
FR: Fuerza resistente
FR
aRMR
h
100
)100(
124
o Determinar la resistencia o la capacidad portante de los diversos sistemas de
sostenimiento. Este aspecto gracias a la ciencia de resistencia de materiales ha sido resuelto,
pero como está relacionado con el primer aspecto, el problema de dimensionamiento subsiste.
El diseño de sostenimiento varía por su utilidad. Si los esfuerzos residuales, tangenciales y
radiales que se generan en el perímetro de la excavación, son menores que la resistencia de la
roca, entonces sólo se producirán pequeños movimientos de bloques o cuñas inestables que
exigirá la instalación de sostenimiento de tipo bulanado puntual y el macizo rocoso generalmente
se autosoportará. Por el contrario, si los esfuerzos residuales son mayores que la resistencia al
corte de la roca circundante, aparecerán fracturas y/o fenómenos de estallido de rocas, que
exigirá la instalación o diseño de sostenimiento para resistir tales empujes.
El objetivo del diseño de sostenimiento es proporcionar a la masa rocosa un elemento estructural
que cumpla las siguientes funciones:
a) Ayudar la formación de un arco de sustentación donde la propia roca sea el principal
elemento estructural (sostenimiento activo).
b) El tipo de sostenimiento sea de aplicación rápida, sencilla y lo suficientemente flexible que
permita efectuar variaciones (mayor espesor, menor espaciamiento de pernos) sin mayor
dificultad.
c) Menores costos por metro lineal.
El principio, que el propio terreno sea el principal elemento estructural de sostenimiento inicial,
exige transformar al macizo rocoso que circunda la excavación, de un elemento que ejerce cargas
a un elemento capaz de resistir éstas. Esto se logra mediante una excavación idónea y una
instalación de elementos de sostenimientos semi-rígidos o flexibles como: cerchas metálicas,
pernos y/o anclas, shotcrete y mallas, que deben ser instalados en forma oportuna, puesto que
inicialmente las tensiones naturales son menores para ocasionar el deslizamiento y colapso de las
rocas. Esta condición hace que en una excavación subterránea, la estructura rocosa y los
elementos de sostenimiento deben estar en contacto directo para asegurar la transferencia de
carga y el establecimiento del estado de equilibrio, que se determina verificando el proceso de
deformación mediante mediciones de convergencia y/o extensómetros.
125
Las técnicas más empleadas para el diseño de sostenimiento, son las técnicas empíricos
propuestos por Bieniawski y Barton que permiten hacer previamente una clasificación
geomecánica; y en base a este banco de datos se dimensionan el tipo de sostenimiento primario.
4.2 CARACTERIZACIÓN DEL TIPO DE ROCA.
Para instalar un sistema de sostenimiento adecuado, previamente se debe caracterizar la masa
rocosa interceptada por una excavación, observando directamente después de cada disparo su
grado de estabilidad de la sección, la presencia de las discontinuidades estructurales, la cantidad
de infiltraciones, las tensiones laterales y verticales, el efecto de planos de fallamiento, etc.; a
esta observación es necesario acompañar con la determinación de las propiedades mecánicas de
cada lito-tipo a nivel de muestra intacta en el laboratorio, para luego estimar sus propiedades a
escala de macizo rocoso.
La evaluación de las condiciones geomecánicas se realiza mediante un mapeo geomecánico,
utilizando el método de “registro lineal”; con esta información se hace la clasificación
geomecánica, aplicando las técnicas de Z.T. Bienawski (RMR Rock Mass Ratting, 1979) y
Barton (Q, 1978), porque son técnicas de fácil adaptación a las características del macizo rocoso
cortado y considera parámetros suficientes que tienen influencia en la estabilidad de la misma;
también teniendo en cuenta los índices de evaluación de cada técnica, se zonifica la longitud
excavada indicando las condiciones geomecánicas particulares.
MÉTODO DE BIENAWSKI.
La aplicación del método geotécnico (CSIR) propuesto por Bienawski, en esencia, consiste en
asignar a cada tipo de roca un índice de calidad, denominado RMR que depende de:
o Resistencia a compresión simple de la roca matriz.
o Condiciones de diaclasado.
o Efectos del agua y
o Posición relativa de la excavación con respecto a las diaclasas.
Para tener incidencia de estos factores, se definen una serie de parámetros, asignándoles valores,
cuya suma en cada caso da el RMR que varía entre 0 y 100.
En la tabla 4.2 se muestran los criterios de valoración para aplicar esta clasificación según la
versión de Bienawski presentada en 1979, que ha sido modificada por GEOCONTROL S.A.
126
Esta tabla modificada da mayor precisión que la original de Bienawski, pues elimina errores de
operación en el campo.
En función del RMR obtenido, los macizos rocosos se clasifican en 5 categorías tal como
muestra la tabla 4.1, quedando de esta manera caracterizado el terreno en estudio.
TABLA 4.1: CATEGORÍAS DE CARACTERIZACIÓN DE LOS MACIZOS ROCOSOS
SEGÚN EL RMR.
* Bienawski, también interpretó los puntajes de RMR, en función del tiempo máximo que la cavidad puede
permanecer sin fortificación. Igualmente la resistencia y el ángulo de fricción de las rocas.
IIIB 41 – 50 10m (Ancho tajeo ESR = 5)
IIIA 51 – 60 16m (Ancho tajeo ESR = 5)
Tipo de
roca I II III IV V
RMR
(puntajes) 81-100 61 – 80 41 – 60 21 – 40 20
Estado de
la roca
Roca muy
buena Roca buena Roca media Roca mala
Roca muy
mala
Tiempo
promedio
sin soporte,
*
10 años,
5 m luz
6 meses,
4 m luz
1 semana,
3 m luz
5 horas,
1.5 m luz
10 minutos,
0.50 m luz
Resistencia
de la roca 300 kpa 200-300 kpa 150-200 kpa 100-150 kpa 100 kpa
Ángulo de
fricción del
macizo
45° 40° - 45° 35° - 40° 30° - 35° 30°
127
128
Los siguientes ejemplos muestran la aplicación de éste método:
Ejemplo 1:
A partir de portal de entrada de un túnel entre las progresivas 7 + 544.3 a 7+569.8 se tiene:
Valor
1.- Resistencia a compresión simple (400 Kg/cm2) 4
2.- Juntas por metro ± 20 diaclasas o fracturas /mt 14
3.- Estado de las diaclasas:
o Persistencia de 4 hasta 5 mts. 2
o Abertura mayores de 2mm 1
o Ligeramente rugosa 3
o Relleno de diaclasas suave con espesor de 2mm 0
o Grado de meteorización moderado 3
o El terreno presenta humedad 7
………………
Categoría IV = Roca mala 34
Ejemplo 2.
Entre las progresivas 7 + 630.20 a 7+638 se tiene:
Valor
1.- Resistencia a compresión simple (1059 - 1400 Kg/cm2) 12
2.- Juntas por metro ± 4 diaclasas o fracturas /mt 28
3.- Estado de las diaclasas:
o Persistencia de fracturas a 2.80 mts. 4
o Abertura de las diaclasas de 0.2mm 1
o Los planos de fracturas son rugosas 5
o Las fracturas tienen relleno de óxido muy suave 2
o Grado de meteorización moderado 3
o El terreno presenta una ligera humedad en las paredes 10
………………
Categoría II = Roca buena 63
129
Ejemplo 3.
Entre las progresivas 7 + 638 a 7+705.8 se tiene:
Valor
1.- Resistencia a compresión simple (2550 Kg/cm2) 15
2.- Diaclasas 2 /m 31
3.- Estado de las diaclasas:
o Persistencia de fracturas menores de 1 m. 6
o Presenta aberturas cerradas 6
o Las fracturas son muy rugosas 6
o Las fracturas tienen relleno bien compacto y algunos no lo tiene 5
o Grado de meteorización: son rocas inalteradas 6
o La humedad de las paredes van desde secas a humedad ligera 10
………………
Categoría I = Roca muy buena 83
130
131
CUADRO 4.1: Tiempo de permanencia sin soporte.
En el proyecto Indice "Q" Indice "RMR" Sistema "Q" Sistema "RMR"
I > 6 61 - 100 > 10 años > 3 meses
II 0.4 - 6 41 - 60 1 día - 10 años 10 horas - 3 meses
IIIa 0.01 - 0.4 21 - 40 < 1 < 10 horas
IIIb 0.001 - 0.01 00 - 21
TIPO DE ROCA TIEMPO DE AUTOSOPORTE
132
MÉTODO BARTON.
Para sugerir y solucionar un tipo de sostenimiento, se utilizan ambos sistemas para una
determinada obra y se procede de la siguiente manera:
A. Caracterizar el terreno mediante la clasificación de Bieniawski (acápite 4.2 y la tabla
4.2). .
B. Determinar el índice “Q” crítico de Barton correspondiente al RMR de Bieniawski, o en
función del espacio libre máximo o diámetro de la labor:
eRMR
Q 9
44
e = 2.718282
Ó
C. Determinar el ESR, según los criterios contenidos en la tabla 4.3, para el tipo de
excavación de que se trate.
D. Utilizar la figura 4.3 con los valores de Q y ESR “Relación de Soporte de la Excavación”
(Excavation Support Ratio) para determinar si requiere ó no el sostenimiento; igualmente
ESR
óDiámetroBmáxQ
2
5.2
133
se puede hacer con el ábaco de la figura 4.4 para determinar el sostenimiento primario
que resulta recomendable.
E. Conocido los valores de Q y ESR, se puede estimar la distancia máxima de espacio libre
(claro) de la excavación sin necesidad de soporte (desde el frente del túnel hasta el último
cuadro) a través de la siguiente relación empírica:
QB ESR4.0
2máx
Bmáx = espacio libre máximo, en m.
Es conocido que el incremento de las dimensiones (luz/diámetro) de una excavación reduce su
tiempo de permanencia sin soporte; en consecuencia, excavaciones con diámetro mayor tendrán
tiempo de auto-soporte más corto, para iguales condiciones del macizo rocoso.
A título de ejemplo, determinamos el tipo de sostenimiento para los 3 casos de tipo de roca.
EJEMPLO 1:
Datos Del túnel Apacheta Choccoro, para roca tipo III:
- Ancho o altura del túnel = 2.70 mts.
- RMR = 36
Solución:
- El Q crítico equivalente vale: Q = 41.09
4436
e , que es una roca muy mala, de acuerdo a
la fig.4.4
- El ESR resulta ser 1.6, de acuerdo a la tabla 4.3
- El claro = Bmáx = 2 ESR Q0.4
= 2 x 1.6 (0.41)0.4
= 2.24 mts
Si hallamos el valor de Q con el valor del diámetro Ø = 2.70 m tenemos:
La interpretación de este valor crítico juntamente con el cuadro 4.1, significa que el
Túnel requerirá pernos de anclaje sistemático para valores menores de Q = 0.65 y será
necesario entibar o revestir el túnel, para garantizar la estabilidad durante la vida útil de la
obra, que se estima entre 40 a 50 años. En consecuencia se optó por el revestimiento total
del túnel.
65.0
6.12
70.25.2
Q
134
- De = vano sin sostener o altura (mt) / ESR = 2.70 / 1.6 = 1.70; que de acuerdo a la fig 4.3
requiere sostenimiento. Cabe aclarar, que entre el claro máximo (Bmax) y el diámetro de la
labor, se debe tomar el de mayor valor para calcular el De.
- Resulta que el sostenimiento recomendado es del tipo 4 cercano al 5 (ver el ábaco de la
Fig. 4.4). Para el tipo 4, el sostenimiento está constituido por un perno sistemático y una
capa de hormigón proyectado de espesor 40 mm (4 cm.) a 50 mm (5 cm.). Se debe tomar
el espesor de 5 cm. por estar próximo a tipo 5. También se puede determinar el
espaciamiento de pernos que debe ser 1.5 m. en zonas con hormigón proyectado. Cuando
es sin shotcrete será de 1.0m. Igualmente la longitud del bulonado es aproximadamente
1.4m para ESR = 1. Para ESR = 1.6, la longitud será igual a 2.24 mts. Pero en la práctica,
para un tipo de roca RMR = 36, se clasifica normalmente como roca de tipo III, de
acuerdo al cuadro 4.2 y se exige que deben colocarse cimbras, al menos cuando se trata
de obras de mayor envergadura, como túneles.
EJEMPLO 2:
Datos del túnel Apacheta Choccoro para la roca tipo II.
- Altura del túnel = 2.65 mt
- RMR = 66
Solución:
- El “Q” equivalente vale, Q = 52.119
4466
e , El ESR = 1.6
- El claro = 2 ESR Q0.4
= 8.5 mts
- De = 2.65 mt / 1.6 = 1.66
- Resulta que el terreno no necesita sostenimiento adicional, se auto soporta, de acuerdo a
la fig. 7. Si se necesita pernos, se colocará separados entre sí a 2.20m y de longitud de
2m.
.
EJEMPLO 3:
Datos del túnel Apacheta Choccoro para la roca tipo I:
- Altura del túnel = 2.6 mt
- RMR = 83
Solución:
- El Q equivalente vale, Q = 2.769
4483
e , El ESR = 1.6
135
- El claro = 2 ESR Q0.4
= 2 x 1.6 (76.2)0.4
= 18.1 mt
- De = 2.6 / 1.6 = 1.625
- Resulta que el terreno se auto soporta.
Estos resultados obtenidos sólo constituyen una solución aproximada al sostenimiento de una
excavación, que son muy útiles para tomar como punto de partida y desarrollar una solución más
afinada.
CLASIFICACIÓN DE LA ROCA ADOPTADA PARA LA OBRA.
Estas clasificaciones geomecánicas (RMR y Q) finalmente fueron adecuadas para la obra,
agrupándolas las rocas en 3 categorías o tipos de roca, según los criterios propuestos por DEER
(1974) y con fines de pago, metrado y valorización de la obra:
Roca tipo I: Rocas generalmente duras. Las fracturas son generalmente discontinuas e
irregulares con superficies cerradas e inalteradas. El RQD mayor de 75%, valores de RMR
encima de 60. No requiere sostenimiento, salvo casos aislados se podrán utilizar pernos de
anclaje.
Rocas tipo II: El macizo rocoso es poco alterado y poco fracturado, es de resistencia media a
dura, afectado por discontinuidades con espaciamiento amplio o moderado (0.2 mm a 2 mm).
Las diaclasas tienen superficies inalterados a ligeramente meteorizadas y/o con signos de
deslizamiento. Las fracturas son frecuentemente planas y continuas. Los valores de RQD están
en el rango de 50% a 75%, el RMR entre 41 a 60. Las paredes laterales como la bóveda ejercen
funciones muy ligeras, por lo que se requiere alguna medida de soporte provisional o la
protección con shotcrete.
Rocas tipo III: El macizo rocoso está muy fracturado, presenta de moderado a completamente
meteorizado, como en las entradas de las labores subterráneas. La resistencia es a media a baja.
Las fracturas están abiertas y rellenadas con material arcilloso. Los valores de RQD menores de
50% y RMR menor o igual que 40. Ejerce fuerte presión lateral y vertical, requiriendo medidas
especiales de entibación a base de cimbras metálicas y planchas acanaladas. En el cuadro
siguiente se percibe, la correspondencia de esta clasificación:
CUADRO 4.2
136
4.3 SOSTENIMIENTO BASADO EN RESULTADOS DE INSTRUMENTACIÓN.
Actualmente existe tecnología bastante avanzada para conocer numéricamente las propiedades
del macizo rocoso basados en las mediciones instrumentales in-situ, para los cuales se cuenta con
una gama de equipos.
Este método, en esencia es un método observacional del comportamiento real de sostenimiento y
el terreno, utilizando los instrumentos de medición y la interpretación de los registros de
deformaciones. Estas deformaciones son medidas durante la fase constructiva para tener la
información de los cambios del estado de tensiones in-situ que se presentan. Los datos obtenidos
se usan para el diseño, control y para determinar la necesidad de sostenimiento adicional o
prevención de roturas; uno de los métodos muy aplicados con este fin es el método de
convergencia.
Método de convergencia: Es la medición de los desplazamientos relativos producidos entre las
paredes de una excavación subterránea, utilizando equipos como por ejemplo una cinta
extensométrica que mide entre clavos o pines instalados en la periferia de una excavación, y la
medición de desplazamientos absolutos usando métodos topográficos. Esta auscultación de
convergencias, se realiza fundamentalmente en los casos donde existe la probabilidad de
movimientos de gran magnitud. Esta técnica aporta datos valiosos sobre la necesidad de un
sostenimiento adicional.
El método de convergencia denominado también el método de las curvas características (Curvas
entre las reacciones del terreno y la del sostenimiento), se puede definir como la representación
gráfica de la interacción entre el sostenimiento y el macizo rocoso para mostrar la influencia
del sistema de soporte cuando no es colocado oportunamente.
Clasificación de la roca
adoptada para la obra I II III
Valuación de calidad de
la roca por sistema de
RMR
60
I y II
41 – 60
III
00 a 40
IV y V
137
Esta curva (Fig. 4.5) ilustra la relajación del estado tensional (presión radial) en función de su
deformación radial aplicada en el perímetro de la excavación, donde el punto “ñ” representa el
equilibrio en que se encuentra el perfil transversal de una labor subterránea antes de ser excavada
(Po = Pi). Construida una labor subterránea, la curva de reacción de la roca desciende
probablemente hasta un determinado valor de deformación. Para limitar esta deformación radial
se necesita una presión de soporte interno Pi, indicados en los puntos A’ y C; donde el primero
(AA’) representa la curva de reacción de un soporte muy rígido, y la segunda (AC) es la curva
de reacción de un soporte apropiado donde se estaría llegando al equilibrio entre las presiones
de roca y del soporte, por haber colocado oportunamente y el sostenimiento se encuentra en
contacto trabajando. El punto H representa la curva de reacción de un soporte instalado muy
flexible o muy tarde, por lo tanto inefectivo; el punto F representa que si la curva de reacción
del soporte no llegara a interceptar a la curva de reacción de la roca, se producirá el colapso de la
excavación. Entonces la mayoría de los accidentes por caída de rocas se producen en el punto H,
cuando no se colocó el soporte o se instaló muy tarde.
En el sostenimiento colocado a tiempo, el terreno está deformándose y va cargando sobre el
sostenimiento; el sostenimiento va asumiendo esta carga y también va deformándose, hasta que
alcance el equilibrio bajo una carga y deformación determinada. A esto se le denomina
interacción roca –sostenimiento.
138
Fig. 4.5:
139
4.4 SISTEMAS DE SOSTENIMIENTO.
En las excavaciones subterráneas, las operaciones más peligrosas que históricamente requieren
de un trabajo especializado son: el desatado de rocas y el sostenimiento, para brindar una mayor
seguridad en las operaciones unitarias propias de la explotación de minas.
Asimismo, desde los principios de la década de 1950, en las minas europeas y norteamericanas,
se han probado y desarrollado continuamente los distintos sistemas de soporte, acorde a los
diversos tipos de roca y labores subterráneas diversas; por lo que actualmente contamos con
diversos sistemas de sostenimiento que se muestran en el siguiente cuadro:
SOSTENIMIENTO
ELEMENTOS DE REFUERZO ELEMENTOS DE SOPORTE
Sostenimiento activo Sostenimiento pasivo
o Pernos de roca de anclaje mecánico.
o Pernos de roca cementados o con
resina
o splits sets,
o Swellex.
o Cable bolting, etc).
o Cuadros y puntales de madera.
o Cimbras.
o Concreto.
o Shotcrete.
o Llaves de madera
o Malla metálica o Cerchas de acero.
o Gatas.
o Relleno, etc.
Esta variedad de tipos de sostenimiento, en las labores mineras pueden combinarse como de
refuerzo y de soporte, dependiendo de los siguientes factores:
1. La clase de terreno a sostener; cuanto más fracturado y alterado sea la roca el
sostenimiento tendrá que ser más resistente y
2. El tiempo de permanencia de la labor (permanente y/o temporal).
140
El sostenimiento activo o refuerzo, es cuando los elementos de sostenimiento pasan a
constituirse parte integrante de la masa rocosa, cuya función es reforzar la resistencia inherente
de la roca, oponiéndose a la desunión de los bloques del macizo rocoso.
El sostenimiento pasivo o soporte, cuando los elementos de sostenimiento son externos a la
roca, cuya función es oponerse a la deformación de la roca circundante a la excavación.
4.4.1 PERNOS DE ANCLAJE (ROCK BOLT)
Los pernos de anclaje, pernos de roca o bulonaje, son expresiones que tienen el mismo
significado.
Los pernos de anclaje, son barras de material resistente a los esfuerzos de tracción que ayuda a
reforzar y preservar la resistencia natural del macizo rocoso para que pueda autosoportarse y/o
contrarrestar las deformaciones que se generan en la periferia de las excavaciones. Estas
deformaciones son inducidas por el peso muerto de la roca aflojada y por la redistribución de los
esfuerzos en la periferia de las excavaciones.
Los pernos de anclaje, estas últimas décadas, han logrado desarrollos muy importantes, tanto
conceptuales como tecnológicos, para reforzar las excavaciones subterráneas. Constituyen una
alternativa, a las formas tradicionales de sostenimiento pasivo o soportante (maderas y cimbras),
por las siguientes razones:
Versatilidad, que puede ser usado bajo cualquier geometría de la labor subterránea y en
combinación con otros sistemas de soporte, como mallas de acero o Shotcrete.
Relativamente barato.
Fig. 4.6: Sostenimiento pasivo Fig.4.7: Sostenimiento activo
141
Simples para transportar e instalar.
La instalación puede ser mecanizada.
La mayoría son insensibles a los efectos del disparo.
Las pautas generales para la instalación de pernos de anclaje son:
Antes de la excavación:
Tener presente el tipo de excavación subterránea.
Disponer de pernos con diámetro y longitud requeridos.
Historial de los sucesos de aplicación.
Durante la excavación:
Investigación detallada del macizo rocoso.
Analizar el diseño, auxiliándose con experiencias similares
Pronta instalación del perno, bajo la visión de la mecánica de rocas.
Instalación del sistema de anclaje, con la orientación adecuada.
Verificación de la presión de las platinas.
Instalación del sistema de monitoreo.
- Verificación de la capacidad de anclaje de los pernos mediante pruebas de
arranque, utilizando un ensayador de pernos con diferentes cabezales según el
tipo de perno.
- Verificación del comportamiento de la masa rocosa de la excavación reforzada
con pernos, mediante observaciones visuales o mediciones de convergencia.
Después de la excavación.
Monitorización de largo plazo.
Los pernos de anclaje se diseñan para su colocación como pernos ocasionales y pernos
sistemáticos.
La colocación de pernos sistemáticos se diseña para rocas estratificadas horizontales o sub-
horizontales y para enlazar a un sistema dominante de discontinuidades. Los pernos así
colocados forman el arco que tiene el “efecto viga” que ayudan a resistir los desplazamientos
relativos y aumentan la rigidez de la viga estructural del techo. (Ver figura 4.8).
,
142
También se colocan los pernos de manera sistemática, sobre los estratos o discontinuidades
verticales o subverticales que se presentan en las paredes de las labores subterráneas, para formar
“el efecto columna” y minimizar el pandeo de los bloques tabulares. En nuestras minas del país
tenemos muchos tajeos que tienen esta configuración (Ver fig. 4.9).
Fig. 4.8. Efecto viga
Fig. 4.9 El efecto columna
143
Igualmente se colocan los pernos de manera
sistemática en rocas intensamente fracturadas
y/o débiles, para conferir nuevas propiedades
estructurales a la masa rocosa que rodea la
excavación. En este tipo de terrenos, cada
perno crea un bulbo de resistencia, que al
interactuar con el bulbo de los pernos
adyacentes forman un arco rocoso portante
“efecto arco” que trabaja a compresión, el
mismo que da mayor estabilidad a la
excavación (Ver fig. 4.10)
Mientras los pernos ocasionales se colocan para anclar los bloques y cuñas rocosas
potencialmente inestables, a las rocas más resistentes que se hallan encima o detrás. Estos
bloques normalmente se presentan en rocas masivas, fracturadas o levemente fracturadas (rocas
tipo I y II), donde los esfuerzos residuales tangenciales y radiales son menores a la resistencia de
corte de la roca. (Ver Fig.4.11).
Para tratamientos específicos, los pernos de anclaje sirven para coser zonas de falla, zonas de
corte y otras zonas de debilidad, facilitando cruzar dichas zonas.
Fig. 4.10: Efecto arco de los bulbos de resistencia
de los pernos.
Fig. 4.11: El efecto cuña
144
A) TIPOS DE PERNOS.
Los sistemas de pernos que se aplican en la minería, dentro de la misma concepción y con
diferencias marginales de diseño, son:
Pernos de anclaje mecánico.
Pernos de anclaje de adherencia.
Pernos de fricción.
Cables de acero cementado.
1. PERNOS DE ANCLAJE MECÁNICO:
Son varillas de acero usualmente de 16 mm. de diámetro, que están dotados en un extremo con
mecanismos de expansión que va al fondo del taladro; mientras en el extremo opuesto lleva una
rosca y una tuerca o una cabeza forjada, en donde va una platina de base plana o cóncava para
presionar la roca. La característica de fijación es sólo en el fondo del taladro en un punto o en un
área limitada, debido a que la varilla por rotación va abriendo la rosca cónica, alas de la mariposa
o la concha de expansión; con esta rotación se aplica en la cabeza del perno un torque de 135 a
340 NM (100 a 250 lb/pie) para crear una interacción del perno en la roca, (ver fig.4.5). Estos
pernos pueden ser usados sólo para reforzamiento temporal.
Estos pernos son de 2 tipos de acuerdo a sus dispositivos de expansión:
- Dispositivo de expansión con ranura y cuña
- Dispositivo de expansión de cono y envolvente.
Fig. 4.12: Perno de expansión por ranura y
cuña
Fig. 4.13: Perno de expansión de cono y
envolvente.
145
Fig. 4.14: Perno de anclaje mecánico mostrando todos sus
componentes
146
En los pernos con cono envolvente, la relación entre el torque y tensión del perno pueden
escribirse como sigue:
P = CT
Donde:
P = tensión del perno en Newton (N)
T = Es el torque aplicado (Nm).
C = Es una constante de proporcionalidad entre la tensión del perno y torque aplicado. Como
ejemplo C = 50 para pernos de 19 mm.
En rocas muy duras e intensamente fracturadas y débiles no son recomendables, tampoco en
zonas de altos esfuerzos, debido a que el
anclaje podría deslizarse bajo la acción de
las cargas. Para este tipo de anclajes el
diámetro del taladro es crítico siendo
recomendable de 35 a 38 mm.
Proporcionan una tensión limitada que
raramente sobrepasan las 12 Ton.
Ventajas:
o Relativamente barato.
o Su acción de reforzamiento y de trabajo en la roca es inmediata después de su
instalación.
Desventajas:
o Su acción puede ser alterada en el tiempo por corrosión del metal.
o Uso limitado, sólo para rocas de dureza media con pocos fracturamientos, rocas
estratificadas y estabilizar los bloques y cuñas en estructuras de roca masiva.
o Difícil de instalar.
o Pierde su capacidad por las vibraciones del disparo o cuando la roca se fractura detrás de
la platina.
Fig. 4.15: Pernos de expansión instalados
147
2. PERNOS DE ANCLAJE DE ADHERENCIA.
Son pernos de hierro corrugado o helicoidal con un extremo biselado, que se anclan dentro del
taladro utilizando como adherentes el cemento o la resina. El perno de mayor uso en nuestro
medio son de hierro corrugado de 20 mm. (3/4”) de diámetro y con capacidad de anclaje del
orden de 12 ton.; mientras las barras helicoidales son de 22 mm. (7/8”) de diámetro con rosca
continua a lo largo de toda su longitud, con capacidad de anclaje que superan los 18 ton. La
longitud de estos pernos varía entre 5' a 12'. Estos pernos se emplean desde rocas de buena hasta
mala calidad generalmente como refuerzo permanente, pero también pueden ser utilizados como
refuerzo temporal en varias condiciones de roca. El tiempo de instalación típico promedio para
un perno de 2 m llega a 75 seg., sin considerar el tiempo de perforación. 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.
Pernos cementados.- Utilizan cementos en cartucho o en lechada. Este tipo de pernos solo se
emplean en labores secas. (Ver Fig. 17 y 18)
Para la instalación del perno con lechada de cemento, se introduce la varilla corrugada en el
taladro, luego el cemento es introducido por inyección a través de un tubo PVC; se espera que
fragüe para poner la respectiva platina y tuerca. La relación cemento/agua ideal de la pasta varia
entre 2.8:1 a 3.5:1 en peso. Este sistema, entre los pernos de adherencia, es el anclaje más barato.
DATOS TÉCNICOS
Diámetro del perno 20/24.6mm
Capacidad de carga 12 Ton
Carga de rotura 18 Ton
Deformación 8%
Peso del perno 2.98 Kg/m
Longitud del perno A escoger
Diámetro del taladro 36mm
Platina 4x200x200mm
Fig. 4.16: Perno Helicoidad
148
Los pernos cementados deben ser tensionados después de un par de horas de su instalación; no
obstante que dependen del aditivo empleado y de la temperatura de la roca
Pernos con resina.- El anclaje con cartuchos de resina (Ver fig. 4.19 y 4.20) es eficaz en
cualquier tipo de terreno y no presenta problemas operativos; sin embargo, pueden ser usados de
preferencia en zonas con problemas de agua. Hay cartuchos de fraguado rápido (30 seg.) y lento
(5 min.). El diámetro del taladro es crucial para el mezclado y fraguado de la resina y conseguir
un buen anclaje. Por ejemplo para varillas de 20 mm. (3/4”), el diámetro máximo del taladro
debe ser 32 mm. (60% más; normalmente debe ser 50% más). Si no se respeta este límite
Fig. 4.17 Perno de varilla corrugada con lechada de cemento
Fig. 4.18: Instalación de un perno con inyección de cemento
149
muy probablemente la calidad del anclaje no será buena, porque dificultará notablemente la
mezcla de la resina con el catalizador.
Los anclajes con resina deben ser tensionados dentro de 1 a 5 min., después de su instalación. La
tensión de adherencia que se consigue con cartuchos de resina comerciales (resina Epóxica
rápida, etc) está comprendida entre 4 y 6 Mpa.
Para la instalación de los pernos con cartuchos de cemento o de resina, previamente se
introducen los cartuchos en el taladro, luego el perno por el extremo biselado, girándola para
romper los cartuchos y lograr una adecuada mezcla y adherencia a lo largo del taladro; mantener
en rotación por 10 a 15 seg., hasta que salga el mortero por la boca del taladro; finalmente una
vez fraguada se coloca la platina de reten y la tuerca que se ajusta en forma mecánica mediante
las llaves de tensión calibradas (Ver Fig. 4.20).
Fig. 4.19: Cartuchos de resina
Fig. 4.20 Instalación de pernos con cartuchos de resina o cemento
150
También se puede usar la combinación de cartuchos de cemento y resina, solamente con fines de
disminuir el costo y ganar el tiempo de acción del sistema de anclaje.
Como ejemplo presentamos un caso:
A). La experiencia de colocación de los pernos de anclaje con resina Epóxica rápida, empleado
en el túnel Apacheta Choccoro del Proyecto Especial Río Cachi de Ayacucho, dio por resultado
una fragua rápida con adherencia suficiente para solidificar la barra al terreno. Utilizaron pernos
de acero de ¾” con longitudes L = 2.40 mts y L = 3.60 mts, con platina de acero o placa de
reparto de 5”x 5”x ¼” con su arandela respectiva y tuerca de ajuste. La resina Epóxica empleada
son cartuchos de 28 mm. x 30 cm. de fragua rápida y de gran adherencia, con características
mecánicas muy elevadas. Se debe evitar el uso de resinas rotas y deterioradas cuidando las
fechas de vencimiento.
B).En Cía Minera Buenaventura, en una de sus unidades, utilizan pernos de barra de
construcción de 7’ x ¾” Ø. Para cada perno usan 2 cartuchos de resina rápida y 5 cartuchos de
cemento de marca CEMBOLT. Los tipos de cartucho usados son:
28mm x 305mm (1 1/8 x 12”) 30 seg. 35/caja
28mm x 610mm (1/8 x 24”) 2 – 4 min. 30/caja
Resistencia para hierro corrugado (ASTM A615-89 grado 60) se tiene:
FLUENCIA RUPTURA
Kg/mm2 Psi Kg/mm
2 Psi
42.2 58,016 63.3 78,321
Diámetro
nominal Tipo
Sección
(mm2)
Masa
(Kg/m)
Fluencia
(KN)
Ruptura
(KN)
¾” Hierro crr. 284 2.2 113.5 153.2
22 mm Helicoidal 389 2.98 157.0 211.9
151
Ejemplo práctico: perno con resina.
Calidad de acero 58 kg/mm2
Diámetro barra 20 mm
Límite elástico acero 12 ton
Última carga 18 ton
Peso perno sin platina ni tuerca 2.6 kg/m
Largo del perno cualquiera.
Diámetro recomendado del barreno 30-32 ± 5 mm
Ventajas.
o Instalación sencilla y rápida con una perforadora.
o Rápida acción después de ser instalado. Si se usa resina de fragua rápida como adherente,
el perno es prontamente tensionado.
Desventajas.
o Dificultad con los cartuchos de resina en ambientes que pueden afectar su uso.
o Alto costo de la resina en comparación con la lechada de cemento.
3. CABLES DE ACERO CEMENTADO.
Los cables cementados o cable Bolting, es una técnica de fortificación de reciente data, que
utilizan cables de acero como elementos de reforzamiento, fijados con lechada de cemento
dentro del taladro. Se usa como sostenimiento temporal en los tajeos y permanente en labores
importantes de la mina, para condiciones de roca moderadamente fracturada con RMR ≥ 40.
Los cables de acero son de alta capacidad de refuerzo comúnmente de “trenzado simple”
conformado por 7 alambres, que en conjunto hacen un diámetro de 5/8”, tiene una capacidad de
anclaje hasta 25 ton. La longitud de los cables varía desde 5 m a 30 m aproximadamente. No
obstante, la longitud del cable se debe elegir de 3 a 4 veces a la altura de la labor.
Datos técnicos de la empresa DSI-Soprofint, que fabrica los siguientes tipos de cables bolt:
152
En la actualidad existen equipos que permiten colocar cables de manera totalmente mecanizada,
que previamente perforan los taladros en todas las direcciones con un diámetro de 48 mm. en el
caso de usar cable simple y de 64 mm en el caso de instalar cable doble; por ejemplo para un
cable de 5/8” se perforan taladros con 2” de Ø. Luego se limpia el taladro con aire a presión y se
verifica la longitud de los mismos, se introduce el cable en el taladro y se inyecta cemento para
su fijación; el cable es cortado automáticamente a la longitud requerida. Cuando se trata de
cables cortos de 5 m a 6 m, la instalación es similar a la de pernos lechados y demanda alrededor
de 100 seg de tiempo; mientras para cables de 20 m (utilizando un alimentador) se requiere
alrededor de 30 min, sin considerar el tiempo de perforación.
Para cables cementados, la relación agua /cemento más conveniente es de 1:3 en peso o sea la
relación de 0.3 y también para taladros verticales se debe disponer de un sello que impida la
caída de la lechada. Tomando en consideración estas observaciones, se disponen de 4 opciones
para su instalación:
1. Método del tubo respiradero. (a/c = 0.40, tubos de ¾” y de ½”, cuando la pasta de
cemento retorne por el tubo respiradero, la inyección habrá sido completada)
Fig. 4.21: Instalación de doble cable con inyección de
cemento
Fig. 4.22: Función de los cables
153
2. Método del tubo de inyección. (a/c = 0.35, tubo de ¾” se bombea hasta que se observe
en el collar una pasta de cemento consistentemente espesa)
3. Método del tubo retráctil. (a/c = 0.35, tubos de ¾”, (el tubo de inyección es retirado
lentamente desde el fondo del taladro conforme progrese la inyección)
4. Método de inyección con posterior inserción del cable. (Se debe disponer de máquinas
de colocar cables)
Los cuales se muestran en el siguiente gráfico:
Fig. 4.23: Métodos de instalación de los cables
154
Los principales usos de cable cementado o cable bolting, pueden resumirse en:
Métodos de explotación: corte y relleno (cut and fill), VCR (vertical crater retraeat) y
sub-level stoping.
Refuerzo de pilares en explotaciones por Room and Pillar.
En labores como: chimeneas, cavernas y túneles permanentes de grandes dimensiones.
Ventajas.
o Costo reducido.
o Correctamente instalado, es un buen refuerzo.
o Puede ser instalado de cualquier longitud en áreas estrechas.
o Entrega una alta capacidad de carga en cualquier tipo de roca.
o Alta capacidad a la corrosión.
Desventajas.
o Una pretensión del cable sólo puede ser posible con una instalación especial.
o El uso de cemento requiere varios días de fragua, antes que el cable pueda tomar carga.
o No se puede usar en taladros con un continuo flujo de agua subterránea.
o No se puede usar en discontinuidades abiertas y/o vacías, a menos que la inyección pueda
ser chequeada.
4. PERNOS DE FRICCIÓN.
Los tubos split sets y los tubos swellex, representan el más reciente desarrollo de técnicas de
reforzamiento de rocas, que trabajan ambos por fricción (resistencia al deslizamiento) a lo largo
de toda la longitud del taladro. Ambos tienen el mismo principio, pero con diferentes
mecanismos de anclaje.
Split set.
Split set es un tubo de acero ranurado longitudinalmente, posee un extremo ahusado para hacer
más fácil su inserción al interior del taladro y el otro extremo posterior lleva un anillo soldado
para mantener la planchuela de acero o la platina. Los split set tienen normalmente longitudes de
5 a 7 ft pudiendo llegar hasta 12 pies. El diámetro de los tubos ranurados generalmente es de 39
mm. a 40.5 mm. El diámetro del taladro es crucial para su eficacia y debe ser aproximadamente
el 8% menos que el diámetro del tubo; así para un split set de 39 mm diámetro, el diámetro
recomendado del taladro debe ser de 36 mm. ±1. Con diámetros más grandes se corre el riesgo
de un anclaje deficiente y con diámetros más pequeños es muy difícil introducirlos.
155
Al ser introducido el perno a presión dentro de un taladro de menor diámetro, el anclaje se
produce por fricción en el contacto con el taladro y el tubo rasurado, generando una presión
radial a lo largo de toda su longitud; durante este proceso la ranura se cierra parcialmente. La
capacidad de anclaje de los split set varía de 0.8 a 1.2 ton/pie de perno, dependiendo
principalmente del diámetro del taladro, la longitud de la zona del anclaje y el tipo de la roca.
El split set se emplea en terrenos de calidad regular a mala y generalmente para reforzamiento
temporal. En rocas intensamente fracturadas y débiles no es recomendable.
Una vez definido la distribución de los split set, se perforan los taladros, con longitudes de 5 cm
más que la longitud de los pernos. Luego, se inserta la placa a través del tubo ranurado y el otro
extremo del tubo se coloca en la entrada del taladro. Se acopla el adaptador o culatín, al extremo
del tubo con anillo y a la perforadora en funcionamiento, la cual empuja hasta pegar la platina
Fig. 4.24: Instalación de Split set
Fig. 4.25: Mecanismo de anclaje del SPLIT SET
156
contra la roca. El tiempo promedio para instalar un split set de 1.80 m es alrededor de 40 seg.
Datos técnicos de la empresa DSI-Soprofint, que fabrica los siguientes tipos de split set:
ACCESORIOS:
a) Adaptadores:
b) Planchuela
Ventajas.
o La instalación es rápida y simple con máquina perforadora o con jumbo.
o Proporciona acción de refuerzo inmediato después de su instalación.
o Permite fácil instalación de la malla metálica.
Desventajas.
o Son relativamente costosos.
157
o Son susceptibles a la corrosión en presencia de agua.
o En mayores longitudes de split sets, puede ser dificultosa la correcta instalación.
o Diámetro del taladro es crucial para la prevención de fallas durante la instalación.
Swellex
Los pernos Swellex son tubos plegados hacia adentro y que se expanden mediante agua
inyectada a alta presión por una bomba. El diámetro original es de 41 mm., el cual es plegado
durante su fabricación para crear una unidad de 25 a 28 mm de diámetro; las longitudes varían de
0.6 m a 12 m.
El mecanismo de anclaje del swellex es por fricción y por ajuste mecánico, el cual funciona
como un anclaje repartido, que genera una tensión de contacto produciendo dos tipos de fuerzas:
una presión radial perpendicular a su eje y una fuerza de rozamiento estático en toda su longitud,
cuya magnitud depende de la estructura de la roca y de la dimensión del taladro.
Estos pernos rinden mejor en rocas duras, suaves y en terrenos muy fracturados, respondiendo
bien a los efectos cortantes de la roca.
158
El procedimiento de su instalación es el siguiente:
1. Se perforan los taladros con diámetros de 32 mm. A 39 mm.
2. Se introduce el tubo en el taladro, el cual no requiere ninguna fuerza de empuje especial.
3. Mediante una bomba, se aplica agua a alta presión para inflar el tubo, proceso que dura
unos pocos segundos. Cuando la presión del agua llega a 30 MPa o 100 bares la bomba
se para automáticamente, quedando el swellex expandido en toda su longitud y
adaptándose a las irregularidades de la superficie del taladro. Durante el proceso de
inflado, la longitud del perno se reduce por contracción, lo cual produce un empuje de la
platina contra la roca con una tensión axial de 20 KN. El tiempo típico que toma la
colocación de un perno de 2.40 m es en promedio de 25 seg.
159
Ventajas.
o La instalación es sencilla y rápida.
o El efecto de refuerzo es inmediato, una vez instalado.
Desventajas.
o Son más costosos que split set.
o Son materiales corrosibles, aunque las nuevas versiones vienen cubiertas con una capa
elástica protectora o son de acero inoxidable.
Adicionalmente a los diferentes aspectos estudiados de cada uno de los pernos, es importante
tener presente, para la correcta instalación, los siguientes:
o Verificar las condiciones de seguridad, previa a la instalación, asegurando que el área
esté bien desatado de rocas sueltas y tenga una ventilación adecuada.
o Si durante el desatado, se presenta la caída de fragmentos rocosos en forma continua, se
debe asegurar el techo con mallas sujeta con puntales o gatas, o colocar una capa de
shotcrete de 2” de espesor.
Fig. 4.16 Instalación de Swellex
160
o Se debe señalizar la ubicación y distribución de los pernos a colocar.
o Perforar los taladros con el diámetro, longitud, orientación adecuados (ver Figura 4.17),
limpiando los mismos antes de colocar los pernos.
o Prever todos los materiales, equipos y herramientas necesarios y de calidad, para la
instalación de los pernos, así como los requerimientos de aire y agua necesarios.
o Nunca dejar un taladro perforado sin haber colocado de manera inmediata el respectivo
perno.
o Instalar los pernos comenzando por la zona segura.
o Los pernos deben colocarse perpendicularmente a la superficie de la excavación.
o No instalar los pernos paralelos a las discontinuidades.
5. PRUEBAS DE ARRANQUE DE ELEMENTOS DE SOSTENIMIENTO
Para realizar pruebas de arranque de dispone de Probador Hidráulico, que consiste en un cilindro
hidráulico, un manómetro para 10, 20 o 30 toneladas y una bomba hidráulica a mano para
probar los elementos para el sostenimiento de terrenos. Verificar que el manómetro sea el
adecuado para el cilindro utilizado.
Probador con
cilindro hidrálico
161
El Mango exterior debe estar fijado con una arandela de presión y contra
tuerca. El Mango de juste debe ser utilizado para ser ajustado contra el
cilindro sobre la arandela para la instalación del probador en preparación para
la prueba. Ajustar el mango hasta que la base del probador haga un buen
contacto con la platina de apoyo y en línea con el elemento a probar.
Uña del probador (adaptador) sirve para conectar con el elemento a probar. Para realizar dichas
pruebas se requiere una arandela. Conexión de la uña y varilla del probador: La uña debe estar
fijada sobre la varilla del probador utilizando una tuerca 3/4" y una arandela de presión. La uña
debe estar siempre instalado sobre el perno para probar en posición vertical (las puntas de la uña
por abajo)
Para las pruebas de los pernos roscados se puede utilizar un adaptador roscado
con roscas del mismo tipo del perno
MANTENIMIENTO DEL PROBADOR HIDRÁULICO :
Guardar el aceite hidráulico al nivel indicado.
Limpiar regularmente las roscas de los pernos de ajuste y la varilla roscada con una
escobita de acero.
Regularmente echar aceite sobre todas las partes roscadas.
Limpiar el probador después de cada uso.
Verifica el funcionamiento del manómetro durante las pruebas.
El probador debe ser instalado siempre en línea con el elemento de sostenimiento a probar.
Utilizar los pernos de ajuste para alinear la base del probador y para estar en buen contacto con
162
la platina de apoyo, si es necesario apoyar las esquinas de la platina de apoyo del perno con otras
platinas para que la platina de apoyo no se doble.
A) PERNOS DE BARRAS DE CONSTRUCCIÓN ( BC )
Las barras de construcción son de grado 60 (400 Mpa) con diámetro de 3/4", laminadas en
caliente con resaltes y con roscas cortadas en un extremo para aceptar una tuerca cuadrada y con:
Fluencia 113.5 KN (11.50 ton)
Rotura 153.2 KN (15.64 ton)
El perno para probar debe estar instalado con una arandela de 2 1/4" de diámetro exterior y de un
grueso de 1/2". La tuerca de soporte avanzado por un mínimo de 1" del extremo del perno.La
uña instalada sobre la arandela en posición vertical y completamente en contacto con la arandela.
Un perno de 3/4" tiene una resistencia de las roscas de 15 toneladas. Es recomendable hacer
pruebas de arranque hasta 10 toneladas y si no hay movimiento esperar un minuto antes de
desinstalar el probador.
PRUEBAS DE ARRANQUE DE PERNOS DE BARRA DE CONSTRUCCIÓN CUANDO LA
INSTALACIÓN ES:
- LECHADA DE CEMENTO
a. El tiempo de fragua de 48 horas es recomendado
b. Verifica la mezcla de la lechada de cemento que esta de acuerdo con las normas para este
trabajo de 3:1 hasta 3.5:1 cemento/agua por peso.
c. Que los pernos estén bien instalados y con lechada por toda su longitud, lo mas critico son los
pernos instalado en vertical cuando sea instalado con una lechada menos gruesa.
- CARTUCHOS DE CEMENTO
a. El tiempo de fragua de 24 horas es recomendado
163
b. Verificar la longitud del perno grouteado. Remover la platina de apoyo y verificar la longitud
del perno sin lechada dentro con un alambre para tener la longitud de la zona lechada.
El tiempo de fragua y la resistencia del perno puede ser afectado por los siguientes:
1. Diámetro de la perforación. Diámetro öptimo es de 32 mm
2. La presencia de infiltraciones de agua en la masa rocosa.
3. La humedad ambiental en el área de la instalación.
4. La temperatura de la roca, mas fría = mas lento la fragua
* Verificar los procedimientos de la instalación, que los cartuchos estén remojados en agua por
un mínimo de 5 minutos antes de la instalación en la perforación
INSTALACIÓN CON CARTUCHOS DE RESINA Y CARTUCHOS DE CEMENTO
a. Las pautas mas importante con una instalación con cartuchos de resina
1. Diámetro de la perforación 32 - 36 mm, Diámetro optimo es de 32 mm
2. Tiempo de la rotación de 20 segundos a una velocidad máxima de la perforadora
3. Después el tiempo de rotación el perno debe quedar sin movimiento por un minuto
b. El tiempo de fragua y la resistencia del perno se puede ser afectado por lo siguientes :
1. Diámetro de la perforación. Diámetro optimo es de 32 mm
2. Temperatura del cartucho, de la roca y ambiental, optima 10 - 20 C
3. Tiempo de la rotación, 20 - 25 segundos, menos rotación = mas tiempo de fragua
4. Edad y condición del producto. Tiempo de vigencia de 6 meses
5. Guardar los cartuchos en un lugar fresco y seco, evitar la exposición directa a la luz del sol
6. Cartuchos de resina no se encuentran afectados por la presencia o infiltraciones de agua
c. Antes de hacer las pruebas esperar por el tiempo de fragua, utiliza los siguientes tiempos :
1. 1 minuto ( Rápida ) 30 minutos 2. 2 - 5 minutos ( Lenta ) 4 horas
d. La combinación de resina rápida y cartuchos de cemento
1. Instalación primero de 1 cartucho de cemento seguido con un mínimo de dos cartuchos de
resina al fondo de la perforación, llenar la perforación con cartuchos de cemento.
164
PERNOS DE LA BARRA HELICOIDAL ( BH )
Son barras laminadas en caliente con resaltes en forma de rosca helicoidal de amplio paso. El
diseño de los hilos permite colocar una tuerca que puede rodar longitudinalmente por los resaltes
por todo la barra.Los procedimientos para pruebas de la Barra Helicoidal son iguales a las de la
Barra de Construcción con la excepción que la tuerca hemisférica debe estar instalada invertida
para conectar con la uña del probador tal como se muestra en este ejemplo.
Un perno de barra helicoidal tiene una resistencia de la tuerca fundida de 10 hasta 18 toneladas.
Es recomendable de hacer pruebas de arranque hasta 10 toneladas y si no hay movimiento y no
se rompe la tuerca, esperar un minuto antes de desinstalar el probador. Para probar la resistencia
máxima ( 26 toneladas ) de la barra se recomienda un adaptador con roscas helicoidales y un
cilindro de 20-30 toneladas.
PERNOS CON ANCLAJES DE EXPANSIÓN - PRUEBAS DE ARRANQUE
RESISTENCIA FLUENCIA TN mín. RUPTURA TN mín.
ACERO 1045 DIAM. 5/8" 8 12
Pernos para roca con cabeza forjada están probando con la
adición de una arandela y una tuerca de 7/8" utilizada como
espaciador para instalar la uña del probador. El perno debe estar
instalado según las normas de tensión (torque).
165
DESPLAZAMIENTO DURANTE LA PRUEBA DE UN PERNO CON ANCLAJE
Para medir la elongación tomar la diferencia del extremo del cilindro y la arandela por cada
tonelada con una regla o un calibrador. Una resistencia inicial de 2 toneladas seria necesario
para evitar el movimiento del probador y la platina inicialmente. Empezar a 2 toneladas con
0.00 mm de desplazamiento y después tomar la medida por cada tonelada. Probar un perno
anclaje hasta 7 - 9 toneladas ( la limite de elasticidad ) para una buena indicación de su
funcionamiento.
Un perno para roca esta trabajando en tensión ( mínimo de 3 TN ), por esto medimos su
resistencia y elongación del acero durante la prueba. Respecto a una instalación con una tensión
inferior ( menos que 100
libras pies ) tendrá más elongación total, es por eso que empezamos de tomar la medida de
desplazamiento a partir de 2
toneladas.
La medida de la elongación total del perno es importante para estar seguro que no existe
movimiento del anclaje durante la
prueba.
PRUEBAS DE ARRANQUE CON PERNOS CON ANCLAJES - PAUTAS IMPORTANTES
a. El diámetro de la perforación en relación del tipo de anclaje
b. Tipo de roca. Anclajes de expansión a veces no funcionan en terreno muy suave, muy
fracturado o panizo. En rocas
muy dura a veces un anclaje se puede deslizar debido al interior del taladro perforado que queda
demasiado liso
c. Las perforaciones a 90 grados con la superficie de la roca
ESTABILIZADORES DE FRICCIÓN “SPLIT SETS”
Para hacer una prueba de arranque con un estabilizador de fricción “Split Set“ primero instalar
una arandela de ½” espesor y del mismo diámetro del anillo, hacer la instalación normal
166
hasta que se quede en 2,5cm ( 1" ) de distancia entre la arandela y la platina. Instalar el
estabilizador siempre con la ranura por abajo y a 90 grados con la superficie de la roca.
Conectar la uña del probador con las puntas de la uña por abajo.
LAS PAUTAS IMPORTANTES, PRUEBAS DE ARRANQUE DE LOS
ESTABILIZADORES DE FRICCIÓN ;
1 El diámetro de la perforación 36 - 38 mm
2 Las perforaciones de 90 grados con la superficie de la roca
3 Las placas de apoyo ubicado plano y pegado contra la roca
A NOTAR : Instalar los estabilizadores de fricción con un empujador diseñado y adecuado para
este trabajo
La resistencia de un estabilizador de fricción se puede variar con :
1. Diámetro del taladro perforado ( mas diámetro = menos resistencia )
2. La presencia de agua ( infiltraciones de agua = menos resistencia )
3. Presencia de fallas y fracturas ( mas fracturada = mas resistencia )
4. Oxidación presente por la superficie del perno ( tubo oxidado = más resistencia )
5. Tipo y calidad de la roca ( roca mas dura = menos resistencia )
A NOTAR : Un estabilizador de fricción debe tener una resistencia de un promedio 1 - 1,5
toneladas por pie. El anillo
del perno tiene una resistencia de 11 toneladas. Es recomendable de hacer pruebas de arranque
hasta que hay
desplazamiento del estabilizador. Tomar nota de la última resistencia y la resistencia después del
movimiento
167
B) CONSIDERACIONES DE DISEÑO DE PERNOS Y CÁLCULOS ANALÍTICOS.
Para determinar los parámetros de diseño de los pernos, existen investigaciones realizadas y
reglas empíricas que nos permiten diseñar de manera muy adecuada; sin embargo se recomienda
que de acuerdo a la realidad de cada mina debe ser reajustado.
Los factores que influyen en el diseño de pernos son:
Fortificación temporal o permanente.
Geometría de la excavación.
Proximidad a excavaciones vecinas.
Estado general de esfuerzos.
Discontinuidades del cuerpo rocoso.
Condiciones de aguas subterráneas
Costo y disponibilidad.
1. CAPACIDAD DE CARGA EN PERNOS.
La capacidad de carga o soporte en los pernos de anclaje, depende esencialmente de su tipo. Sin
embargo para un mismo tipo, ella puede variar notablemente. Una prueba de extracción de
anclajes correctamente instalados entrega una medida de carga que puede servir como patrón
para diferentes tipos de ellos.
a) La capacidad de soporte de un perno cementado.
Se puede calcular, como sigue:
Rmáx = a A = Ul A = d2
4
U = d l
da
25.0
Donde:
Rmáx = Capacidad de apoyo del perno, en Kg.
a = Resistencia en el límite elástico (punto de fluencia) del acero del perno, en Kg/cm2.
A = Área del perno, en cm2
d = Diámetro del perno, en cm.
= Adherencia entre la resina (cemento) y el perno, en Kg/cm2.
U = Circunferencia del perno, en cm
l = longitud del perno, en cm
168
b) Bloque a soportar por un perno cementado:
T= 2.7ton/m3 x 1.5m x 1.2m x 1.2m
T= 5.83ton
Peso de un bloque suspendido
c) Capacidad de soporte de un perno cementado
Tipo de perno Resistencia
Barra De Construcción 3/4” = 18 ton (176 KN)
Barra Helicoidal 7/8” = 24 ton (235 KN)
Barra De Construcción 1” = 32 ton (313 KN)
d) Factor de seguridad
Perno de L = 1.8m, = 3/4”, capacidad de soporte es de 18 ton
FS = 17.9 ton /5.83 ton = 3.08
Perno de L = 1.8m, = 7/8”, capacidad de soporte es de 24 ton
FS = 24 ton /5.83 ton = 4.12
T = y x h x S
T = Peso del bloque muerto
y = Peso unitario de la roca ( 2.7 ton/m3 )
h = Potencia de la zona inestable ( 1.5 m )
S = Espaciamiento entre pernos ( 1.2m x 1.2m )
BLOQUE A SOPORTAR POR UN PERNO CEMENTADO
s
h
s
Z ON A D E A N C LA JE
169
Perno de L = 2.0m, = 1”, capacidad de soporte es de 32 ton
FS = 32 ton /5.83 ton = 5.49
Ejemplo de aplicación:
Datos:
Perno helicoidal de 7/8”x 1.80m
(d =2.22 cm, r = 1.11 cm, L = 180 cm)
a = Resistencia a la tracción mínima del perno = 6330 Kg/cm2
Solución:
= 0.25 x a x d / L
= 0.25 (6330 Kg/cm2)( 2.22cm ) / (180cm)
= 19.52 Kg/cm2 = 1.914 MPa.
S = x r2 = 3.1415 ( 1.11 cm )
2 = 3.87 cm2
U = x d = 3.1415 (2.22 cm ) = 6.974 cm
P = x U x L = (19.52 Kg/cm2)(6.974 cm)(180cm )
P = 24503.85 Kg = 24.5 ton (240.1 KN)
2. ALGUNOS MÉTODOS PARA DETERMINAR LA LONGITUD DEL PERNO.
A la profundidad de las capas (X) a soportar, longitud del perno (L) = X + .75 M
B dimensión de los bloques (X) a soportar, longitud del perno (L) = X + .75 M
C L \ E = 1.75, por L = longitud del perno, E = espaciamiento de los pernos
D L = 1,4 + (0,18 X A) por L = longitud del perno, A = ancho de la apertura en metros.
3. ESPACIAMIENTO DE LOS PERNOS.
170
L \ E = 1.5 – 2.0
1.5 terreno regular
2.0 terreno malo
L = longitud del perno,
E = espaciamiento de los pernos
Ejemplo:
Perno de 2.25m (L)
2,25 \ E = 2.0
Espaciamiento de 1.1m (E)
4. DIÁMETRO DE LOS PERNOS.
Se calcula según la fatiga de fluencia del acero:
Rmáx = a As R = FF
adR 2
máx785.0
Donde:
Rmáx = Capacidad máxima de soporte del perno (en tensión), Kg.
R = Fuerza axial permitido en el perno, Kg.
F = Factor de seguridad de 2 a 4
a = Esfuerzo en el límite elástico (punto cedente) del acero, Kg/cm2.
As = Area del perno, cm2.
d = Diámetro del perno, cm.
5. DENSIDAD DE LOS PERNOS.
El número de pernos por metro cuadrado se llama “densidad”. Los pernos se instalan en forma
sistemático con una densidad entre 0.5 a un (1) perno por m2 para impedir la aparición de
esfuerzos radiales debido al aumento de los esfuerzos tangenciales que configura un arco de
soporte de resistencia alta a la rotura de la roca. (Ver fig. 25).
171
En galerías con rocas de mala calidad debe aumentarse la cantidad de pernos por área específica.
Asa
lFn
Donde:
n = Densidad (unidad/m2)
F = Factor de seguridad
l = Longitud barra o espesor de la zona de protección (m)
= Peso volumétrico de la roca (Kg/m3).
a = Capacidad de carga de la barra a la tensión última rotura (Kg/cm2)
As = Sección de la barra, (cm2).
C.- CAUSAS COMUNES DE FALLAS EN EL ANCLAJE DE ROCAS.
Son:
1. Elección inconveniente del método de apernado.
2. Inapropiada densidad.
3. Barreno muy corto o muy largo.
4. Diámetro incorrecto de perforación.
5. Inapropiada mezcla o colocación de lechada.
6. Agente cementante con fecha vencida.
Fig. 25 Variación de la magnitud de esfuerzos
172
D.- LOS INSTRUMENTOS PARA EL ENSAYE DE PERNOS DE ANCLAJE.
1. Test de extracción. Cuando el perno es sometido a tensión hasta que éste falle. Se mide el
desplazamiento y tensión en el proceso.
2. Llave de torque. Se usa para medir indirectamente para medir la carga en el perno.
3. Overcoring. La extracción de un perno por overcoring permite detrminar la integridad de la
lechada o chequear la corrosión.
4. Prueba electrónica no destructiva. Pernos lechados con cemento y resina pueden ensayarse
por el principio de ondas de esfuerzo reflectadas. Un sensor es presionado contra la
superficie plana final del perno. Ondas elásticas de compresión y flexión son transmitidas en
el perno.
4.4.2 MALLA METÁLICA.
La malla metálica se utiliza junto con todos los tipos de pernos de roca, fundamentalmente con 3
fines:
o Prevenir la caída de rocas ubicadas entre los pernos.
o Retener los trozos caídos de roca y
o Como refuerzo del shotcrete.
Estas mallas están disponibles en 02 tipos:
Malla eslabonada, es la malla tejida de alambres 12/10, en dimensiones de 50mm x 50mm
(2” x 2”) y en 100mm x 100mm (4” x 4”). El alambre es de acero negro que puede ser
galvanizada para protegerla de la corrosión. Este tipo de malla no es recomendable para el
shotcrete por la dificultad que hay en hacer pasar el concreto por las mallas.
Malla electrosoldada, son mallas de alambres soldados en sus intersecciones y son
generalmente de alambre 10/08, con cocadas de 100mm x 100mm (4” x 4”).
Ambos vienen en rollos de 25m x 2.02m y en planchas de 1.5m x 3m. ó 3m x 2m. Estas mallas
se moldean a la superficie de la excavación y son instalados con ayuda de pernos.
Las mallas como refuerzo de shotcrete son armaduras que se utiliza, cuando el shotcrete va
cumplir un papel estructural. También cuando el espesor del shotcrete supera los 5 ó 7 cm (3")
tiene que usar mallas metálicas.
173
Para su instalación se debe tener en cuenta los siguientes aspectos importantes:
1. Señalar el área donde debe instalarse la malla.
2. Desatar, todo bloque suelto en la zona a instalarse.
3. Presentar la malla utilizando de ser necesario gatas o puntales.
4. Anclar definitivamente con pernos de roca.
5. Acomodar o moldear la malla a la forma de la superficie de la roca utilizando ganchos de
hierro corrugado de 3/8”, colocados en taladros de 0.5 m de longitud.
6. Evitar en lo posible superficies con la malla suelta, especialmente cuando se contempla la
aplicación del shotcrete.
Los traslapes entre mallas serán como mínimo 20 cm amarrado con alambre #8 y deben estar
asegurados con pernos de anclaje.
Correcta instalación de las mallas
174
4.4.3 CONCRETO LANZADO O SHOTCRETE.
El shotcrete es una técnica que tiene más de 80 años de utilización en aplicación de obras civiles.
Con el transcurso del tiempo ha ganado importantes espacios en la minería subterránea y en
nuestro país se produce shotcrete hace más de 2 décadas.
El shotcrete es una mezcla de cemento, agregados, agua, aditivos y elementos de refuerzo, que
son conducidos a presión (con aire comprimido) a través de la manguera y proyectado sobre una
superficie de aplicación logrando una buena compactación. El agua se agrega en la boquilla.
Según el tamaño del agregado se habla del mortero proyectado hasta 10mm (gunitado) cuyo
uso estaba restringido al trabajo en túneles como revestimiento protectivo y el concreto
proyectado entre 10 mm. a 25 mm. Una ventaja fundamental del shotcrete es que permite
efectuar un soporte rápido de grandes áreas.
Las propiedades de la mezcla para shotcrete son parecidas a la mezcla de concreto normal, pero
su particularidad de colocación permite obtener estructuras delgadas de alta resistencia con
buena compactación y mayor adherencia con la roca, que difícilmente pueden construirse con
técnicas convencionales. La unión de la roca con el shotcrete es tan íntima que forma una cáscara
resistente sobre el área de la excavación, impidiendo el proceso de aflojamiento y
descompresión, es decir, los esfuerzos de tracción se reducen y los esfuerzos de compresión se
distribuyen en la roca circundante, transformándose en una excavación estable. Estas
propiedades favorables del shotcrete se consiguen debido a la velocidad del orden de 70 m/s,
baja relación de agua/cemento, preparación adecuada de la superficie, buenas prácticas de
mezclado, buena aplicación del shotcrete y supervisión.
Los campos de aplicación del shotcrete son variados tanto en la minería como en obras civiles.
Aplicaciones mineras:
Revestimiento temporal y/o definitivo de excavaciones subterráneas en avance,
galerías, túneles, cavernas y piques.
Impermeabilizar obras con filtración local.
Obras de consolidación de rocas.
Construcción de losas cáscara.
Reparación y refuerzo de estructuras
175
Aplicaciones con pernos y/o mallas.
Aplicaciones civiles:
Impermeabilización de obras hidráulicas, túneles y cavernas.
Refuerzo de construcciones de concreto y de mampostería.
Protección anticorrosiva de construcción de acero.
Revestimiento de tuberías.
Reforzar y reparar obras de concreto o de mamposterías defectuosas, etc.
La tendencia del concreto proyectado es emplear como elemento estructural de sostenimiento de
soporte de elevada resistencia con agregados de tamaño comprendidos entre 10 y 20 m.m.
El equipo principal de shotcrete se compone de:
1. Una máquina de impulsión (máquina shotcretera)
2. Equipos de apoyo (mezclador, compresor, bomba de agua) y
3. Accesorios (mangueras, boquillas o pistola, etc.).
Las características medias de shotcrete típico son:
Tamaño mínimo del agregado 8 mm
Volumen de agregados del concreto 1000 lts
Contenido de cemento 450 Kg. /m3
Factor agua/cemento 0.40 - 0.50
Peso específico en seco 2,100 a 2200 Kg./m3
Módulo de elasticidad E = 28,000 MPa.
Módulo de poisson ν = 0.25
Resistencia a la compresión al cabo de 28 días 35 MPa.
Resistencia a la compresión al cabo de 1 año 60 MPa
Resistencia a la tracción transversal 1.2 2.1 MPa
Resistencia de adhesión en roca que acaba de excavar 0.1 a 2 MPa.
Coef. de permeabilidad según Darcy 6 a 20 x 10-10
m/s
SELECCIÓN DE MATERIALES.
Un buen shotcrete comienza con un buen concreto, por lo que es necesario un buen control de
calidad en la selección de materiales y en todo el proceso de diseño.
176
a) Cemento.- En el mercado nacional existen 5 tipos de cemento Pórtland, tal como se mencionó
en el capítulo I; sin embargo para las mezclas de Shotcrete es preferible el cemento tipo III de
alta resistencia inicial por tener mayor rapidez de fraguado. Este cemento contiene como mínimo
8% de C3A (aluminato tricálcico) y de 50% a 58% de C3S (silicato tricálcico). El cemento tipo I,
es el que se encuentra fácilmente en el mercado y es el que más responde a los requisitos de
concreto lanzado, pero su uso requiere aditivos acelerantes especiales que pueda facilitar el
fraguado final en pocos minutos y la obtención de resistencias mecánicas altas en unas cuantas
horas.
Otros tipos de cementos pueden ser utilizados siempre que las condiciones así lo exijan. La regla
general señala que por cada 1000 litros de agregados, se utilizan entre 250 y 450 Kg. de
cemento. Sin embargo la experiencia en el país reporta que para gunita hasta 8 mm del agregado
se requiere de 350 a 450 Kg. cemento/m3 de arena. Para shotcrete se requiere de 300 a 350 Kg.
cemento/m3 de gravilla arena.
a) Agua.- Debe cumplir las especificaciones que se exige para el agua con que se fabrica el
concreto ordinario. En la mezcla seca la cantidad de agua está determinada por la técnica de
aplicación y se adiciona al final de la tubería de transporte, a través de una cañería
independiente. La presión mínima de agua en la boquilla debe ser 3 bares (3 kg/cm2), significa
que en el punto de conexión la presión debe ser 5 a 6 bares.
La relación agua/cemento fluctúa entre 0.30 - 0.50 para mezclas secas y entre 0.40 - 0.60 para
mezclas húmedas. La experiencia indica que si se supera la relación a/c de 0.45 se escurre el
concreto en las paredes verticales; por otro lado, si la relación a/c es inferior a 0.35 se produce tal
cantidad de polvo que el operario aumenta rápidamente el agua. El operario experimentado es
capaz de mantener la relación a/c entre 0.38 a 0.40 y tiene más o menos 20% de rebote.
En general, el concreto proyectado sólo requiere el agua necesaria para garantizar su fijación en
la superficie de trabajo, generalmente es inferior a la requerida por los concretos comunes
c) Agregados.- Los agregados utilizados en el shotcrete responden a las mismas exigencias del
concreto ordinario, esto es, que tienen que ser grava natural o piedra triturada resistentes, limpios
y de granulometría adecuada según las especificaciones del shotcrete y apropiada a las
177
condiciones particulares del proyecto. (Los agregados redondeados son los más adecuados). El
tamaño máximo del agregado grueso puede variar de ¾”(19 mm.) a ½”(12.5 mm.), no obstante
en la práctica normalmente es de 3/8”(9.5 mm.), (o sea pasante malla de 1/2" y los retenidos en
malla N° 4).
También se distingue de mortero proyectado o gunita por la granulometría de los agregados
hasta un calibre de 8 mm; por sobre dicho valor se refiere a shotcrete. En la práctica ha
demostrado que el shotcrete producido con tamaño máximo de agregado de 16 mm es técnica y
económicamente aceptable para diferentes exigencias. Superior a ésta, se incrementa
drásticamente el rebote llegando a constituir entre 60% a 70%, respecto a lo que produciría con
el tamaño máximo de 8mm. En casos excepcionales como el relleno de cavidades o el uso de
aceleradores permite usar con tamaño máximo de agregado grueso de 1”(25 mm)
En la proyección por vía seca la humedad propia de los agregados es muy importante y deben
tener una humedad baja y pareja comprendida entre 3% y 6%. Cuando es inferior al 3% provoca
una cantidad excesiva de polvo y cuando sube de 6%, puede provocar la adherencia de la mezcla
a las paredes internas de los equipos de impulsión.
En la siguiente tabla se incluyen las granulometrías recomendadas por el ACI para el agregado
combinado. Por la malla 200 no debe pasar más del 2% del agregado y no debe contener micas,
álcalis o materia orgánica.
El uso de los agregados más finos genera mayor retracción por secado, mientras que los
agregados más gruesos tienden producir una mayor cantidad de rebote.
En el siguiente cuadro se incluyen las granulometrías recomendadas por el ACI para el agregado
combinado.
178
GRANULOMETRÍA DEL AGREGADO COMBINADO
(% DE PESO PASANTE)
La gradación N° 1 puede ser utilizada para shotcrete de agregado fino.
La gradación N°3 exige una buena graduación granulométrica entre agregados grueso y finos para evitar
la segregación.
d) Aditivos.- Casi siempre el shotcrete en el proceso de vía seca y húmeda utilizan los acelerantes, en
forma de polvo o líquida que son compuestos de mezclas de aluminatos alcalinos. Los productos alcalinos
utilizados son los aluminatos de sodio o de potasio que son altamente cáusticos; estos productos aceleran
el fraguado, pero tienen las siguientes desventajas:
Importante pérdida de resistencia con relación a la mezcla original.
Un alto valor de PH constituye fuentes potenciales de riesgos para la salud.
Las altas resistencias se logran casi únicamente con la adición de micro sílice.
Por eso no debe emplearse en proporción superior al 2% en peso del cemento.
Resulta preferible utilizar aditivos comerciales que existen en el mercado. La dosificación de los
acelerantes en polvo es imprecisa, contiene un elemento cáustico que puede afectar la piel del operador.
Los acelerantes líquidos son más ventajosos por las siguientes razones:
Se añaden en la tobera, en el extremo inmediato a la proyección de la mezcla.
No se produce el polvo suplementario.
No existe el riesgo de fraguado prematuro.
Su amalgamación es más regular a la mezcla, porque se aplica en forma de solución.
TAMIZ
ASTM
(mm)
GRADACIÓN
N° 1
(FINO)
GRADACIÓN
N° 2
(MEDIO)
GRADACIÓN
N°3
(GRUESO)
¾" (19) 100
½" (12) 100 80 - 95
3/8" (10) 100 90 – 100 70 - 90
N° 4 (4.75) 95 - 100 70 – 85 50 - 70
N° 8 (2.40) 80 - 100 50 – 70 35 - 55
N° 16 (1.20) 50 - 85 35 – 55 20 - 40
N° 30 (0.60) 25 - 60 20 – 35 10 - 30
N° 50 (0.30) 10 - 30 8 – 20 5 - 17
N° 100 (0.15) 2 - 10 2 – 10 2 - 10
179
Su dosificación es más precisa y regular, haciendo que la mezcla consiga mayor homogeneidad en
el acabado.
Actualmente los equipos de shotcrete disponen de dosificadores automáticos de aditivos sea en polvo o
líquido y para medir la adición de microsílice (SiO2) que generalmente mejora la resistencia del concreto.
e) Fibras de refuerzo. Desde hace mucho tiempo se ha intentado mejorar las características del concreto
para que se produzca un shotcrete dúctil y resistente, lo cual podría logarse mediante la adición de fibras
de toda clase: sintéticas, textiles, de vidrio y de acero. De todos los ensayos realizados, los más
convenientes son las fibras de vidrio y de acero. El uso de las fibras posibilita eliminar las mallas.
Las mallas que se ha estudiado también forman el refuerzo de shotcrete, que siempre debe utilizarse
cuando el shotcrete va cumplir un papel estructural. Asimismo cuando el espesor del shotcrete supera los
5 ó 7 cm (3") tiene que usar las mallas metálicas; en espesores menores ejerce un papel de revestimiento y
no es necesario las armaduras, sin embargo las condiciones del macizo rocoso exigirá colocar
previamente los pernos, cuadros metálicos, etc. para prevenir la caída de rocas.
La dosificación habitual suele ser del 3% a 6% en peso de fibras de acero referidas al porcentaje de peso
seco del concreto. En los ensayos se ha comprobado que la proporción de fibras en el rebote es pequeña,
alanzando sólo el 1% del peso total del material de rebote.
Del análisis del ensayo del cuadro siguiente, se deduce que la adición de fibras de acero, mejora
sensiblemente sus propiedades resistentes, dándole además una deformabilidad mayor como
consecuencia del notable incremento de la resistencia a tracción que se logra; sin embargo no pueden
reemplazar a las armaduras que sea necesario colocar para garantizar la estabilidad de las excavaciones.
* Incremento de resistencias logradas por la adición de fibras de acero al shotcrete.
Tipo de ensayo Incremento medio de resistencia
con el 3% en peso de fibras cortas.
*
Resistencia a compresión simple 28%
Resistencia a flexión 47%
Resistencia a tracción 73%
180
MÉTODO DE COLOCACIÓN (TIPOS DE SHOTCRETE).
Un buen shotcrete no depende solamente de una buena preparación de la mezcla, sino también
depende del método y la calidad de colocación. Existen 2 modalidades de proyección:
Proyección por vía seca.
Proyección por vía húmeda.
COLOCACIÓN DE CONCRETO LANZADO POR VÍA SECA.
Se premezclan los agregados y el cemento para alimentar a una máquina shotcretera, que luego
es transportado a través de la manguera por medio de aire comprimido hasta la boquilla o tobera
de proyección donde se añade el agua y los aditivos, simultáneamente la mezcla es lanzada a alta
velocidad sobre la superficie de trabajo. Para proyección por vía seca de morteros y concretos, la
compañía ALIVA dispone de equipos con capacidades de colocación entre 0.2 y 10 m3/hr y con
distancias de transporte hasta 600 m en desplazamiento horizontal y hasta 100m en vertical, con
velocidad de proyección que varían entre 60 a 70 m/s. El slump recomendado es de 38 a 75 mm.
Se adapta muy bien a las necesidades de cada obra.
La proyección por vía seca tiene un costo por m3 considerablemente inferior a la vía húmeda,
tiende a generar polvo y una mayor proporción de rebote.
COLOCACIÓN DE CONCRETO LANZADO POR VÍA HÚMEDA.
Se premezclan los agregados, cemento, el agua de amasado y los aditivos, excepto el acelerante,
luego es introducido a la tolva alimentadora del equipo de shotcreteo. De ésta a través de la
181
manguera es movilizado por aire comprimido (flujo diluido) hasta la boquilla donde pueden
agregar los aditivos acelerantes y el aire adicional para incrementar la velocidad de proyección.
ALIVA ha desarrollado para vía húmeda el modelo DENSA 275 con una capacidad de hasta 20
m3/hora, que cubre distancias de transporte hasta 40m en desplazamiento horizontal y hasta 40m
en vertical. La velocidad de proyección es del orden de 30m/s.
Por vía húmeda el control de agua es eficiente, pueden emplearse aditivos plastificantes, hay
menor pérdida de cemento y generación de polvo, hay menos rebote y permite obtener mayores
volúmenes de producción. En mezclas húmedas el contenido de agua usualmente produce un
slump de más de 50 mm.
Por vía húmeda se utilizan equipos mas caros, cuya operación y mantenimiento son más
complejos y alcanza una compactación inferior al de vía seca. Sin embargo se viene
desarrollando máquinas y técnicas especiales para superar estas limitaciones.
Máquinas universales. Son equipos que operan indistintamente con mezclas por vía seca y
húmeda como ALIVA DUPLO 285 y 262. Operan con el principio de rotor con flujo diluido y
tienen un rango de salida entre 6 y 21 m3/hora. Cubren distancias de transporte en horizontal
desde 3 m (vía húmeda) hasta 300m (en vía seca), mientras que en desplazamiento vertical
cubren desde 30 m (en vía húmeda) hasta 100m (en vía seca). También se cuenta a la fecha con
equipos automáticos por control remoto que consta de un brazo articulado que funciona
hidráulicamente y permite al pitonero operar a distancia.
182
RECOMENDACIONES DEL PROCESO DE TRABAJO CON SHOTCRETE.
1. Preparación de la superficie. Se debe proyectar sólo sobre una superficie limpia, ya que
sobre una base ensuciada se reduce la capacidad adhesiva del shotcrete. La limpieza se
realiza con la misma pistola proyectora con aire comprimido y agua a presión. Así mismo la
superficie debe estar bien humedecida, caso contrario sustrae demasiada agua al shotcrete.
Sobre la superficie no debe fluir agua.
2. Distancia de la boquilla. La distancia óptima entre la boquilla y la superficie a proyectar es
de 1m. Puede variar hasta 1.50m, debido al tamaño de los agregados de la mezcla seca y la
presión del aire en la boquilla en relación a la longitud de la tubería.
La aplicación del shotcrete, en caso de ser manual, se aplica en una serie de aros traslapados
circulares o elípticas, a fin de lograr una compactación y espesores iguales.
183
3. Ángulo de proyección. El mantenimiento del ángulo de proyección es tan importante como:
el mantenimiento de la distancia de la boquilla y la relación de agua-cemento. La proyección
debe realizarse siempre perpendicularmente a la superficie, solamente esta forma de
proyección permite conseguir la adhesión y compactación necesaria y un bajo rebote. En
proyección vía húmeda el rebote está entre 10-20% por peso, mientras por vía seca varía
entre 15% a 40% para paredes verticales y 20% -50% para techos.
4. La posición y secuencia de lanzado. La aplicación del shotcrete debe iniciarse desde la
parte inferior de la labor subterránea hacia arriba. Esto se hace para no crear capas de
“shotcrete falso” debido al rebote.
184
185
5. Es importante seguir los estándares en la mina para que el shotcrete tenga el mismo espesor y
trabaje adecuadamente.
6. El shotcrete tiene que ser curado para desarrollar la resistencia y durabilidad pertinente,
manteniendo húmedo con agua durante 07 días. El curado natural puede ser considerado
cuando la humedad relativa del lugar sea mayor de 85%.
7. Mano de obra. La cuadrilla básica para el shotcrete puede estar constituido por un capataz, un
pitonero, asistente de pitonero, un operador de la máquina de impulsión, un operador del
mezclador y 02 obreros de apoyo.
8. Pruebas en obra. Se usan un equipo Esclerómetro,
que son martillos de prueba para concreto. También
se tiene que hacer un muestreo de concreto y someter
a las pruebas de compresión y tracción en el
laboratorio a los 7, 14 y 28 días de edad.
9. La Presión del aire de operación es la presión de
conducción del material desde la máquina hacia la
manguera. Una regla práctica es que la presión de
operación no debe ser menor de 175 KPa (26 psi)
cuando se utiliza una manguera de 30 m de longitud
o menos. La presión debe incrementarse en 35 KPa (5
psi) por cada 15 m adicionales de longitud de manguera
y 35 KPa ( 5 psi) por cada 8 m adicionales sobre el equipo.
186
DISEÑO PARA CONCRETO LANZADO (SHOTCRETE).
El concreto lanzado se diseña bajo el principio de la teoría de cáscara y como un elemento
efectivo de soporte, que cumple las siguientes funciones.
1) La acción conjunta del concreto lanzado y la roca es tan íntima que producen una fuerza
tangencial en la interfase, evitando las deformaciones independientes.
2) La interacción de concreto lanzado y la roca inducen a la formación de un esfuerzo radial de
confinamiento que controla las deformaciones y crea un arco de sustentación en la periferia
de la excavación.
3) El concreto lanzado sella las discontinuidades o grietas producidas por la voladura,
manteniendo el entrabe de las cuñas o bloques.
4) El concreto lanzado evita la alteración de minerales y rocas por efecto del intemperismo y
cumple la función de revestimiento
Las condiciones que se impone a la cáscara son:
1) Exigencias mecánicas.
- Poseer una resistencia a temprana edad, suficiente para contrarrestar a las tensiones,
particularmente en el último tramo excavado (longitud libre inmediata después de la
voladura.
- Obtener resistencias suficientes para equilibrar los esfuerzos de corte o cizallamiento y
flexo-compresión, para soportar eficazmente a las solicitaciones del "empuje de roca".
2) Exigencias físicas.
- Protección contra la erosión o deterioro de la superficie rocosa del macizo atravesado.
- Impedir el ingreso de aire en las fracturas de la roca.
- Impedir que la variación de la temperatura en la roca circundante a la excavación adquiera un
rango alto.
3) Exigencias hidráulicas.
- Estancamiento eficaz de las aguas de infiltración en las excavaciones..
- Disminuir la rugosidad en las paredes de la labor, para mantener y controlar un régimen de
pérdida de carga, cuando la excavación tiene por finalidad conducir agua y conducir el aire
para la ventilación.
187
4) Exigencias químicas.
- Protección de la roca a la acción de aguas agresivas, humos y gases.
- Impedir que la roca circundante a la excavación sufra desestabilización por efectos de la
humedad.
También para el diseño de concreto lanzado se debe considerar los siguientes:
1. El objeto de la excavación. Se tiene que considerar la vida útil a fin de no sobre dimensionar
la excavación y el sostenimiento.
2. El espesor de la capa.
3. La calidad geomecánica del macizo rocoso. Que ya se estudiado.
4. Propiedades mecánicas de concreto lanzado.
Se coloca shotcrete + perno sistemático, cuando el tamaño de las cuñas son excesivas.
Shotfer es el reticulado de hierro corrugado + shotcrete.
A) ESPESOR DE LA CAPA Y EL ESFUERZO MÁXIMO DE ROTURA DEL
SHOTCRETE.
Según Rabcewicz, la siguiente fórmula se da para los concretos lanzados en condiciones
normales:
Pr434.0e (1)
Donde:
e = Espesor de shotcrete, en (m)
r = Radio de la galería, en (m.)
= Esfuerzo cortante permisible del material para el concreto lanzado, = 0.2 f’c, en (ton/m2.)
P = Es la presión sobre el concreto lanzado, o presión de las excavaciones subterráneas, en
ton/m2.
aRMR
P100
100 (2)
a = Ancho de la labor, en (m.)
= Densidad roca, Kg/m3.
RMR = Clasificación geomecánica del macizo rocoso, según Bieniawski
188
Ejemplo:
La presión de la galería es de 15 ton/m2 y se supone un factor de seguridad F = 3. La galería es
de 4.25 m. x 3.50m. se lanzará un shotcrete de f’c =225 Kg/cm2 = 2250 ton/m
2. Hallar el espesor
del shotcrete.
Solución.
El esfuerzo cortante permisible es 3/22502.03
'2.0x
cfs
= 150 ton/m2.
e = 0.434
mmton
xton2
2
/150
125.2/15 = 0.10 m.
También el parámetro de diseño de concreto lanzado (CoL
o), es el esfuerzo máximo de rotura,
que a su vez es función de interacción de la capa de concreto lanzado con la masa rocosa.
Una expresión empírica propuesta por Hock-Brown (1980) para determinar el esfuerzo máximo
de rotura de CoL
o:
máx = 0.5(f’c)
R2
2
e-R-1 (3)
Donde:
f’c = Resistencia a la compresión unixial a los 28 días, en Kg/cm2
R = Radio equivalente de la excavación, preferible en (m.)
e = Espesor de la capa, preferible en (m.).
A.1) El esfuerzo actuante (bóveda), sobre el sostenimiento en función de la calidad de la roca:
act(bov) = QJ r
3/10.2
10
1
(4)
A.2) El esfuerzo actuante (hastiales), sobre el sostenimiento en función de la calidad del
macizo rocoso:
act(hast.) = QJ r
5.23/10.2
10
1
(5)
Donde:
act(bov) = act(hast.) = en Mpa.
Jr = Número de rugosidad de las fisuras.
189
Q = índice de calidad de roca o clasificación geomecánica.
Ejemplo:
Para e = 0.10m, f’c = 225 Kg/cm2, R = 2.125m
máx = 0.5(225Kg/cm2)
125.2
0.10m-2.125m2
2
-1 = 10.34 Kg/cm2 = 1.014 Mpa
máx = 1.014 Mpa = 147.07 psi
B) DISEÑO DE LA MEZCLA DE CONCRETO LANZADO, SEGÚN LA PROPORCIÓN
DE MATERIALES.
De a cuerdo a la práctica y experiencia, una mezcla típica de concreto lanzado contiene las
siguientes proporciones:
Para fines de diseño de debe tomar:
Cemento 15% - 20% en peso. (18%)
Agregado fino 40% - 50% (50%)
Agregado grueso 30% - 40% (32%)
La relación agua cemento:
0.3 a 0.50 en mezcla seca
0.4 a 0.6 en mezcla húmeda.
La relación de agua / cemento óptimo debe guardar entre 0.38 a 0.40, para proyección en vía
seca.
Acelerante: 15 lt/m3.
Ejemplo 1:
Diseñar una mezcla para shotcrete cuando la proporción de sus componentes son las siguientes:
Cemento a usar es de 300Kg/m3 que representa el 18%, agregado fino 50%, agregado grueso
32%.
Solución.
Agregado fino:
300 kg 18%
X 50%
X = 833.34 Kg.
Agregado grueso:
300 Kg 18%
190
X 32%
X = 533.34 Kg.
La proporción será: 300
34.533:
300
34.833:
300
300
1 : 2.78 : 1.78
Ejemplo 2:
Diseñar una mezcla para shotcrete cuando la proporción de sus componentes son las siguientes:
Cemento el 18%, agregado fino 50%, agregado grueso 32%. El agua de diseño es de 148 lts y la
a/c apropiado es de 0.38. Acelerante líquido a usar es de 15 lt/m3.
Solución:
Agua 148-15 = 133 lts
a/c = 0.38
Cemento = a / 0.38 = 133 / 0.38 = 350 Kg.
Agregado fino:
b) DISEÑO DE MEZCLA PARA SHOTCRETE VÍA SECA, SEGÚN ACI – 211-1-77
Características físicas de los agregados y aditivos:
Materiales Procedencia Peso
específico
Kg/dm3
Módulo
de fineza
Peso
unitario
suelto
seco
(Kg/m3)
Peso
unitario
compactado
seco
(Kg/m3)
Absorción
(%)
Humedad
natural
(%)
Tamaño
Máximo
(Pulg)
Cemento Porland T.I 3.11 - - - - - -
Agre. fino Cantera 2.62 3.75 1,558 1,682 1.98 4.54 1/2
Agre.grueso Cantera 2.65 - 1,651 1,725 0.80 0.98 3/4
Acelerante
sigunit L-22
(5%)
Sika Perú
1.50
Fibra acero Dramix ZC
30/0.50 7.86
191
1) Agua BA
W11.0
148.0
3.172
A = T. Máx. Agregado grueso (mm) ¾ pulg = 19.05 mm.
B = Slump (mm.) 2 Pulg = 50.80mm.
W = agua (lt)
80.5005.19
11.0
148.0
3.172
W
W = 171.6 lt.
2) Cemento:
'
05.1318486.1
1
F cC
W
W/C = Agua/cemento
F’c = f’c + 3.15%, en PSI.
f’c = 40 Mpa = 407.888 Kg/cm2 = + 3.15% = 420.74 Kg/cm
2 = resistencia característica.
f’c = 420.74 Kg/cm2 = 5984.26 psi
26.5984
05.1318 486.1
1
C
W
W/C = 0.361
C = 171.6/0.361 = 475.35 Kg/m3 = 11.18 bolas/m
3.
3) Agregado grueso: %Ag = Amf
2.0
41.0
364.0
%Ag = 05.1975.3
2.0
41.0
364.0 = 0.3817
Agregado grueso = 0.3817 x 1725 kg/m3 = 658.43 Kg.
4) Aditivos.
192
Sigunit L-22- 5% sobre el peso de cemento (diluido en el agua de amasado)
Fibra dramix ZC 30/0.55 = 54.54 = 55Kg. (Cuando no existe ninguna indicación se debe tomar
entre 3% a 6% respecto al peso seco del shotcrete, en este caso da aproximadamente 4.854%).
Sigunit L-22- 5% = 23.77 Kg/m3.
dramix ZC 30/0.55 = 55 Kg/m3.
5) Agregado fino.
Se determina por diferencia de volúmenes absolutos:
Cemento : 100011.3
35.475
x = 0.1528 m
3.
Acelerante frague Sigunit R : 100050.1
77.23
x = 0.0158 m
3.
Fibra acero dramix 30/0.55 : 100086.7
55
x = 0.006997 m
3.
Agua: 171.6 – 23.77 = 147.83: 10001
83.147
x = 0.14783 m
3.
Agre.grueso : 100065.2
43.658
x = 0.2485 m
3.
Aire atrapado (tomar de tabla): 2% = 0.0200 m3.
Volumen absoluto = 0.591927 m3.
Volumen absoluto de agregado fino: 1 - 0.591927 = 0.4081 m3.
Peso agregado fino: 0.4081 m3 x 2.62 x 1000 = 1069.222 Kg
6) Peso húmedo de los agregados:
Agregado fino: 1069.222 Kg x 1.0454 = 1117.76 Kg
Agregado grueso: 658.43 x 1.0098 = 664.88 Kg.
Peso concreto (en obra) = 2,456.04 Kg/m3.
6) Corrección de humedad:
193
Agregado fino: .37.27222.1069100
%98.1%54.4ltsx
Agregado grueso: .185.143.658100
%80.0%98.0ltsx
Total agua libre: 28.55lts
7) Agua efectiva.
147.83 – 28.55 = 119.28lts
Dosificación en peso:
Corrección por bolsa de cemento (42.5 Kg = 1 ft3).
La proporción será: 35.475/55:35.475/77.23:35.475/28.119::35.475
64.782,1:
35.475
35.475
1 : 3.750 : 0.251 : 0.05 : 0.1157
Dosificación en volumen.
Proporción por m3
Por bolsa de
cemento
Cemento 475.35 Kg 42.5 Kg
Agregado fino 1,782.64 Kg 159.375 Kg
Agregado grueso 0.00 0.00
Agua 119.28 Lts 10.67
Acelerante Sigunit 23.77 Lts 2.125
Fibra Dramix ZC 55 Kg 4.92
194
COMPACTACIÓN DE CONCRETO LANZADO.
El volumen de concreto lanzado proyectado no corresponde a la diferencia entre el volumen de
mezcla en seco y del material de rebote, pues la mezcla se compacta en el momento del impacto
contra la superficie de aplicación y recibe el nombre de “factor de compactación”:
VV
cp
mpVR
FC
Donde:
FC = Factor de compactación
Vmp = Volumen de mezcla preparada.
Vcp = Volumen de concreto impregnado en la pared.
VR = Volumen de rebote.
La compactación depende de varios parámetros, entre ellos el surtido de agregados y la
velocidad de impacto del chorro. Con los agregados ordinariamente utilizados y con una presión
de entrada de la manguera de impulsión de 6 Kg/cm2 se obtiene un factor de compactación del
orden de 1.35.
Si se considera este valor y el rebote, se obtiene una fórmula empírica muy importante:
“Para obtener un espesor final “e” de shotcrete, es preciso calcular que el espesor (t) de la
mezcla en seco sea el doble, o sea t = 2e.
e = espesor final shotcrete.
t = espesor de la mezcla en seco.
Esta fórmula se explica de la siguiente manera:
Para cada 1000 litros de mezcla en seco se pierde el 25% en rebote, es decir 250 litros quedando
750, por lo tanto el volumen se reduce 1.35 veces por la compactación, o sea a 555 litros.
Realizando el balance final, las cantidades finales de los materiales confortantes de concreto
lanzado en pared, se tabula de la siguiente manera:
75% en pared y
25% en rebote.
El rebote está conformado por: 10% de cemento, 20% agua + acelerante y 25% de agregados.
195
4.5 BARRAS DE REFUERZO O ARMADURAS.
Cuando se trabaja en terrenos de calidad geomecánica pobre (que genera mayor empuje de la
roca), durante el proceso de sostenimiento temporal como en el revestimiento definitivo de una
excavación subterránea, siempre se requiere el uso de barras de refuerzo o armaduras para darle
la estabilidad y seguridad de la misma.
Tipos de barras de refuerzo.- Son las siguientes:
a) Barras redondas y cuadradas corrugadas.
b) Telas o mallas metálicas, que son aceros estirados en frío, se utilizan mucho para el
armado de losas, pisos de concreto, en el revestimiento de túneles y cámaras
subterráneas. De acuerdo a la necesidad del proyecto pueden soldarse formando una
retícula rectangular o cuadrada.
c) Cimbras con perfiles de sección en T, U, I, H para el sostenimiento de labores
subterráneas.
d) Acero pretensado, que son cordones de alambre de acero de alta resistencia que utilizan
en concreto pretensazo y postensado.
Las barras redondas corrugadas, son productos de acero de sección circular (lisas y
corrugadas) que se obtienen por laminación a partir de lingotes, tochos o palanquillas. El tipo
más común de acero de refuerzo que normalmente se usan en el concreto armado, vienen en
forma de barras circulares llamadas varillas o simplemente barras de construcción; se fabrican de
acero de sección circular con superficie con resaltes desde 1/4" Ø (0.635 cm.) a 1 3/8" Ø (3.581
cm. ) para aplicaciones ordinarias; y en 2 tamaños de barras pesadas aproximadamente de 1 3/4"
y 2 1/2" para usos especiales. A partir de las barras de 3/8"Ø se fabrican con diversos resaltes o
corrugaciones superficiales que le permiten conseguir una trabazón mecánico o alto grado de
entrelazamiento entre el concreto y el acero, es decir que el acero y el concreto se deformen en
forma conjunta, logrando conseguir un 25% mayor adherencia que las barras lisas.
La resistencia de las barras corrugadas utilizadas en el país es de fy = 4,200 Kg/cm2 o de
grado 60, que es la resistencia a la fluencia. Aunque se tiene algunos aceros importados de fy =
2,800 Kg/cm2 .
Con el fin de distinguir en forma fácil y evitar confusiones y errores tanto de resistencia
como de diámetro, las barras corrugadas se suministran contramarcadas o de marcas.
196
CARACTERÍSTICAS DE LAS BARRAS
* Para hierro de 1/2": 9.34 es peso de toda la varilla, 1.02 es el peso por metro
El módulo de elasticidad del acero (Ea) está dado por la pendiente de la porción elástica
lineal de la curva, y para todos los aceros de refuerzo ordinario, el módulo de E es:
Ea = 2.10 x 106 Kg./cm
2
El límite de fluencia del acero es ƒy = 4,200 Kg/cm2 y el esfuerzo máximo permisible de trabajo
es ƒs = 0.4 ƒy = 1680 Kg/cm2.
Para torones de pre-esfuerzo se impondrá igual a Ea = 1'900,000 Kg/cm2 = 1.90 x 10
6 Kg/cm
2.
2.2.4 CONCRETO ARMADO O REFORZADO.
El uso de sostenimiento de concreto armado no es una práctica común en la minería, salvo en
galerías, túneles u otras labores permanentes y en excavaciones subterráneas destinadas a
albergar instalaciones de importancia como salas de chancado, subestaciones eléctricas, talleres
de mantenimiento, etc. y en terrenos que ejercen una fuerte presión, donde no es recomendable
algún tipo de sostenimiento convencional. También el alto costo de estas construcciones sumado
a los inconvenientes de tipo operativo limita su aplicación en la minería subterránea.
El uso de este sistema reporta en otras minas, como el empleo de módulos de concreto
armado pre-fabricados en superficie, si bien no resuelve los problemas económicos, por lo menos
Diámetro Períme. Peso Área en cm2 según número de barras
Pulg. cm. cm. Kg./m 1 2 3 4 5
#2 1/4 0.635 1.995 0.25 0.32 0.64 0.96 1.28 1.60
#3 3/8 0.953 2.99 5.31/0.58 0.71 1.42 2.13 2.84 3.55
#4 1/2 1.270 3.99 9.34/1.02* 1.267 2.534 3.80 5.07 6.33
5
#5 5/8 1.587 4.99 14.64/1.60 2.00 4.00 6.00 8.00 10.0
0
#6 3/4 1.905 5.985 20.68/2.26 2.84 5.68 8.52 11.36 14.2
0
#8 1 2.54 7.98 36.97/4.04 5.10 10.20 15.30 20.40 25.5
0
#11 1 3/8 3.581 11.2 7.95 10.06 20.12 30.18 40.24 50.3
0
197
evitan los problemas operacionales, circunscribiéndose los trabajos mineros solamente al
traslado y montaje de los módulos. Así su diseño habitual corresponde a un anillo circular de 3.0
a 4.4 m de diámetro útil interior y 0.75 a 1 m de longitud, formado por 4 segmentos o módulos.
(ver fig. )
El espesor de los segmentos varía entre 0.30m y 0.50m y su peso entre 2.0 y 3.75 toneladas /
segmento. La fabricación de los módulos se realiza en moldajes metálicos especiales,
destinándose hierros de 3/4" en el sentido perimetral, amarrados con estribos de 3/8" de
diámetro. La resistencia mínima del concreto lograda en estos elementos es de 350 Kg./cm2, en
muestras de ensaye a la compresión simple, a los 28 días. Esta técnica no puede emplearse en
labores de avance por lo lento de su instalación.
Por otro lado, es necesario mencionar el diseño de este sistema, porque se utiliza los mismos
principios en el diseño de losas embebido con hierros, en la explotación de corte y relleno
descendente, tolvas de concreto armado, etc.
El acero es un material que tiene mucha mayor resistencia que el concreto. Numéricamente el
acero tiene una resistencia última a compresión del orden de 10 a 15 veces mayor que la
resistencia a compresión del concreto estructural común y a tracción o tensión la relación es más
de 100 veces mayor que el concreto.
El costo de acero o varilla es mucho mayor que el concreto; por lo tanto, la combinación de
ambos es mejor y debe hacerse un balance adecuado para fabricar elementos resistentes y
económicos; el concreto resistirá las fuerzas de compresión, las barras longitudinales de acero de
refuerzo, especialmente dispuestos cerca de la cara en tensión resisten las fuerzas de tensión.
198
El concreto armado, es el concreto simple cuando éste lleva embebido armaduras de acero
como refuerzo y que está diseñado bajo la hipótesis de que los 2 materiales trabajan
conjuntamente, actuando la armadura para soportar esfuerzos de tensión o incrementar la
resistencia a la compresión del concreto.
En los cursos de resistencia de materiales se ha estudiado problemas de tensión y
deformaciones en elementos estructurales (vigas y soportes) supuestamente hechas de un solo
material uniforme. La estructura del concreto armado no son homogéneas por estar compuestas
de 2 materiales completamente diferentes, pero los principios son esencialmente los mismos, y
son:
1. En toda sección transversal existen fuerzas interiores que pueden descomponerse en
componentes normales y tangenciales a la sección.
2. Las componentes normales a la sección son las tensiones por flexión (tracción a un lado
y compresión al otro). Su función es resistir el momento flector en la sección.
Los componentes tangenciales se conocen como tensiones cortantes y resisten a las fuerzas
transversales o de cortadura.
Componentes del concreto armado.- Son:
1.- Concreto: es una mezcla compuesta de elementos (piedra, arena, cemento, agua, aire), estos
elementos se dividen en 3 partes:
Elementos activos: - Agua.
- Cemento
Elementos inertes: - Piedra
- Arena
Elementos perjudiciales: - Huecos.
- Impurezas.
Resistencia del concreto a la compresión: Se construyen curvas de "esfuerzo deformación"
con los datos obtenidos en el laboratorio (aplicando cargas a cilindros de prueba).
199
La relación agua-cemento: En la resistencia del concreto tiene gran influencia la cantidad
de agua que se amasa el cemento. Por tanto habrá varios concretos con igual dosificación de
cemento, y será resistente el que tenga una consistencia más seca, pero siempre buscando su
mejor trabajabilidad.
Módulo de elasticidad del concreto:
tang α = Ec
La relación tensión - deformación del concreto, es una relación no lineal, por lo que el
módulo de elasticidad (Ec) no es constante y varia desde 1.4 x 105 hasta 3.5 x 10
5 Kg/cm
2. Sin
embargo, Ec viene hacer la pendiente de la parte inicial recta de la curva y puede expresarse:
Ec = 0.135 x cfW `23
= cfxW `42705.1
W = varia de 1,440 a 2,500 Kg./m3.
W = Peso unitario del concreto endurecido Kg./m3, para concretos de peso normal
W a veces se toma 2,400 Kg./m3
ó 2.300 Kg./m3.
Mientras no nos da (W) se calculará:
cfEc`000,15 , Kg./cm
2.
El concreto en masa es frágil y poco resistente a la tracción; por lo que es sólo útil para
elementos relativamente gruesos sometidos a compresión; la resistencia a tracción del concreto
es alrededor de 1/10 de su resistencia a compresión, por cuya causa, si se hiciera una viga de
concreto, el fallo se produciría a tracción para valores bastante bajos de carga y tensión.
Esta viga se puede reforzar añadiéndole barras de acero en el lado sometido a tracción:
Por esta razón es conveniente combinar el concreto con acero, para obtener un diseño que se
acerque más al óptimo
2.- Acero: Para concreto armado es recomendable utilizar como refuerzo, aceros que tienen un
punto de fluencia elevado. Estos aceros, generalmente, son trabajados en caliente.
En la relación tensión - deformación del acero:
200
OP es lineal y se llama el comportamiento elástico, se da para σ menores donde la deformación
crece proporcionalmente.
Límite de proporcionalidad, es la ordenada de P que es la máxima tensión que se puede
producir; a partir de este punto crece las deformaciones.
Resistencia de rotura, es ordenada de B; a partir de este punto las tensiones comienzan a caer
hasta que se rompe.
Límite elástico, más o menos coincide con P.
Límite de fluencia ó límite elástico aparente, es la ordenada del punto "Y" donde se produce
deformación sin aumento de tensión.
Resistencia a tracción, es la ordenada de U máxima de la curva a veces se llama resistencia
última del material.
El módulo de elasticidad (Ea) para todos los aceros es la misma:
Ea = 106
10.2 x
L
A
F
L
fs
, Kg./cm
2
ƒy = Límite de fluencia del acero = 4,200 Kg./cm2 para acero de grado 60
ƒs = Esfuerzo máximo permisible de trabajo = 0.40 ƒy; es el límite que garantiza que el acero
trabaje en el rango elástico. Tomar en el diseño y obra ƒs = 1680 Kg./cm2.
Los aceros trabajados en frío no se utilizan en concretos armados, pero sí en concreto pretensazo,
no tienen un punto de fluencia definido.
En el concreto armado debemos tener un material uniforme (a pesar que el acero y el concreto
son diferentes) usando la relación modular η = EE
c
a , debiendo utilizarse el valor entero más
cercano al cociente real, así se tiene:
Valor f`c
Kg./cm2
140 175 210
Valores de η 11 10 9
201
Para el diseño de concreto armado se utilizan 2 metodologías:
Diseño por esfuerzo de trabajo.
Diseño por esfuerzo de rotura
Por otro lado, las vigas de concreto armado se calculan con las siguientes suposiciones:
- Las fuerzas exteriores están en equilibrio en cualquier sección con las fuerzas
cortante, normal, momentos flexionantes, momentos torsionantes.
- Se acepta la hipótesis de "secciones planas" antes, durante y después del proceso de
carga y deformaciones.
- Los esfuerzos y deformaciones varían según la distancia del eje neutro.
- El concreto no desarrolla esfuerzos (σ) de tracción, o sea se desprecia la resistencia a
tensión del concreto.
- εa = εc, porque se supone que existe una adherencia perfecta en la interfase del
concreto y el acero de manera que en la misma medida que uno se deforme lo hará el
otro (Fig. c).
Comportamiento elástico (tensiones de trabajo). El concreto para tensiones bajas, se comporta
casi (σ`c = f`c) elásticamente hasta σ`c / 2, entonces los esfuerzos en el concreto para
estructuras en condiciones normales se mantienen en 50%.
De acuerdo a las teorías de esfuerzos de trabajo para las vigas de concreto armado, las
deformaciones del concreto por compresión para cualquier carga es igual a la deformación del
acero.
ca
c
c
a
a
a
a
a
c
c
c
xEE
EE
Significa que el esfuerzo en el acero σa es ηveces σc
Pt = σc Ac + σa Aa = σc Ac + ησc Aa
Pt = σc (Ac + ηAa )
202
Donde:
Ac = sección neta del concreto (sección bruta - sección ocupada por acero).
At = Área bruta o área total = b x (h + d), (Fig. 1).
Aa = Área del acero.
Pt = Carga axial total.
El término (Ac + ηAa ) puede interpretarse como el área de una sección transversal ficticia del
concreto armado, llamada sección transformada, que si se somete al esfuerzo particular del
concreto σc permite obtener la misma carga axial Pt que para el caso de la sección real
compuesta de hacer y concreto. Esta área transformada de concreto consiste en el área real de
concreto más η veces el área de refuerzo (Ac + ηAa ).
Sección transformada:
El momento flector que puede soportar la sección en función de la tensión máxima en el
concreto es Mc = Pc Jh = 2
1σ`c(b x hk) (Jh).
El momento flector que puede soportar la sección en función de la tensión de acero es
Ma = Pa (Jh) = σa Aa (Jh).
La sección verdadera de una viga de concreto armado tiene el aspecto representado en la Fig. 1
Recordar que el Ec y Ea son completamente diferentes. Para facilitar el estudio se suele
transformar el área del acero (Aa) en un área equivalente del concreto (ηAa) que es equivalente a
las propiedades elásticas. esta área del acero tiene el mismo módulo de elasticidad que el de la
zona de compresión, pero difiere de él por su aptitud para resistir tracción. Las zonas rayadas
negro y rojo son partes activas de la sección y tenemos que considerar que toda la tracción resiste
acero y toda la compresión el concreto. Se desprecia el esfuerzo a tracción del concreto.
Los pasos para hallar el momento resistente son:
1) Determinación del eje neutro (E.N).
2) El cálculo de Jh.
3) El momento resistente se calcula mediante Pc ó Pa por el brazo Jh.
203
SITUACIÓN DEL EJE NEUTRO:
Superficie neutra: en una viga siempre existe fibras que no sufren alargamiento ni reducción
(no hay tracción ni compresión), ésta es la superficie neutra de la viga.
Eje neutro: es la intersección de la superficie neutra con cualquier sección de la viga
perpendicular al eje longitudinal. El eje neutro se determina igualando los momentos estáticos de
las áreas sombreadas por encima y por debajo de dicho eje respecto a él (E.N.). Es decir, el
momento estático de la zona de compresión por encima del eje neutro es igual al momento
estático de la sección transformada que soporta tracción debajo del eje.
Momento estático de un área: es el producto de su área por la distancia vertical desde su centro
de gravedad a dicho eje (en este caso eje neutro).
Notación (fig. d):
h = Altura efectiva o altura útil de la viga medido desde su cara superior o de las fibras extremas
en compresión al centro de gravedad de la armadura a tracción, en cm.
b = Ancho de la viga o sección de la losa o anchura del alma de una viga, en cm.
Aa = Área de la sección transversal de la armadura a la tracción principal, cm2
hk = Distancia desde la fibra extrema en compresión al eje neutro en cm.
k = pp p )(2
2
p = Proporción de la armadura ó cuantía del acero,bh
Aa
bh = Área efectiva de la sección.
η = EE
c
a ,
Jh = Distancia del centro de compresión del concreto al de tracción del acero, o sea brazo de
palanca del par resistente en, cm.
J = 1- 3
k
σ`c = (fc) = Tensión máxima de compresión en el concreto, Kg./cm2.
σ`c =
hbJh
M2
)(
2
M = Momento resistente o también momento externo.
204
σa = fs = Tensión de tracción en el acero (supuesta constante en cualquier capa de acero de
armadura), Kg./cm2.
σa =
hpJb
M2
.
Ejemplos de aplicación:
2.2.5. TECHOS ARTIFICIALES
2.2.7 CIMBRAS METALICAS
La entibación con arcos de acero o cimbras metálicas es un sistema de sostenimiento pasivo, que
durante el presente siglo, ha tenido una aplicación creciente en el campo de la minería y resulta
probablemente el sistema más versátil, dado por el amplio rango de condiciones de terreno y
tipos de túneles en los cuales han sido aplicados; por otro lado, la profundización de la
explotación subterránea y el incremento del empuje sobre las mismas, ha exigido el empleo de
técnicas de entibación que soporten grandes esfuerzos, pero a la vez, sean fáciles de transportar,
montar y eventualmente desarmar, con estos requisitos cumplen adecuadamente los arcos de
acero.
Actualmente, los modernos equipos de construcción de túneles sin empleo de explosivos como
los Readheader o Tunnel Boring Machine tienen incorporados dispositivos que facilitan el izaje
y montaje de los elementos de este tipo de sostenimiento.
Otro campo natural de utilización de cimbras son los túneles de uso civil; sin embargo, en otros
países y según el nuevo método Austriaco de construcción de túneles, el uso de cimbras está
siendo reemplazado por el empleo de malla y shotcrete como sostenimiento, porque la cimbra
genera mayor costo, mayor tiempo de colocación, demasiada rigidez. Estas cimbras fueron
empleadas como alternativa al método de sostenimiento propuesto por John Deere consistente en
el uso de malla metálica de alambre más shotcrete o malla metálica de hierro de ½” más
shotcrete (Shotfer).
En labores subterráneas, las tensiones acumuladas y liberadas en el macizo rocoso son lentas y
requieren de elementos de sostenimiento semi-rígido que acepten cierta deformabilidad.
205
Las cimbras metálicas, son estructuras de acero fabricados con perfiles de corte tipo H, I para
un soporte rígido, cuya función es otorgar una seguridad inmediata al frente de trabajo. Se
recurre a este tipo de soporte en casos extremos donde la roca (tipo III) como: rocas fracturadas,
alteradas, zonas de falla, en contacto con rocas expansivas y zonas con presencia de agua que
generan inestabilidad permanente con empujes en la bóveda, hastiales, etc, presentan grandes
dificultades durante el proceso de excavación.
206
En la construcción de túneles, las cimbras son utilizadas como elemento de sostenimiento
temporal en rocas de calidad pobre (roca tipo III). También es empleado en la reconstrucción de
la sección del túnel en las zonas con problemas de sobreexcavación.
Los más utilizados son perfiles “H” de 6”x 6” x ½” x 20 lbs/pie x 237.76 Kg (peso unitario) y de
4”x 4” x ¼” x 13 lbs/pie x 148.60 Kg (peso unitario), que presentan muchos variantes de
articulación divididos en cimbras de 2 y 3 cuerpos que están a tope empernados.
Como elemento complementario a las cimbras, se utilizan las planchas metálicas acanaladas (de
1.80 m de largo x 0.60 m de ancho y 1/16”de espesor) colocando en el espacio abierto entre
cimbras con la finalidad de evitar la caída de bloques y/o fragmentos de roca, que luego en su
conjunto conforman el sostenimiento permanente requerido en las zonas críticas. Se debe cuidar
entre plancha y plancha un traslape vertical de 6 cm. y un traslape longitudinal de 10 cm. Los
espacios vacíos que aún quedan entre las planchas y la roca excavada, por la magnitud de las
sobreexcavaciones, se bloquean rellenando con bolsacrete, concreto ciclópeo o simplemente con
rocas.
Como ejemplo podemos mencionar la dimensión de algunas cimbras que son:
- Pies derecho (hastiales) 1.45 mts
- Radio externo de la bóveda 1.15 mts
- Radio interno de la bóveda 1.05 mts
Estas cimbras son instaladas tangente a la línea “A” dejando espacio suficiente para colocar las
planchas y no interfiera en el proceso de vaciado de concreto durante el revestimiento del túnel.
El arriostramiento se realiza una vez parada las cimbras con perfiles ángulo (espaciadores y/o
fijadores de acero) fijados entre sí con pernos de 5/8” x ½”, empleándose en total de 7
espaciadores, 3 de ellos en la bóveda y 4 en los hastiales.
Las cimbras otorgan mayor rigidez a la excavación. Por la rigidez entendemos como la
capacidad de estar sometido a flexión, compresión, tracción y corte.
Las cualidades del acero como material de sostenimiento han llevado a desplazar a la madera en
muchas minas, especialmente en minas de carbón, por las siguientes características:
207
El acero es un material homogéneo, por lo que pueden usar en el diseño con factores de
seguridad más bajo.
El acero tiene módulo de elasticidad de Young (E = 2.1 x 106 Kg./cm
2.) mucho más
elevado que otros materiales estructurales, lo que le da la ventaja contra las
deformaciones, pandeo, etc.
El acero resulta menos afectado por las condiciones atmosféricas de temperatura y
humedad.
Como material de sostenimiento se puede volver a usar al enderezarse. Los
completamente deformados se pueden usar como chatarras.
Es un material costoso, que las minas pequeñas no pueden afrontar.
Se reporta el uso de la cimbra en el sostenimiento de túneles, para un tipo de macizo rocoso,
según la clasificación geomecánica:
Roca mala, tipo IV con RMR = 21-40:
- Anclas: usarán anclas sistemáticos de 4 a 5 m de largo con espaciamiento de 1 1.5 m y con
mallas en todo el perímetro.
- Shotcrete: con espesor de 100mm a 150mm en todo el perímetro.
- Cimbras: ligeros separados a 1.50m.
Roca muy mala, tipo V con RMR = 20:
- Anclas: usarán anclas sistemáticos de 4 a 5 m de largo con espaciamiento de 1 1.5 m y con
mallas en todo el perímetro.
- Shotcrete: con espesor de 150mm a 200mm en bóveda, 150mm en pared y 50mm en
frente.
- cimbras: medianos a pesados con espaciamiento de 0.75m
Para rocas con RMR = 0-10: no se debe trabajar en este tipo de rocas.
2.2.7.1 TIPOS DE CIMBRAS.
Todo sistema de soporte rígido en excavaciones subterráneas, se efectúan con el empleo de
cimbras de acero, que son los siguientes tipos:
208
a) Cimbras continuas: se fabrican usualmente en 02 piezas para una máxima velocidad de
instalación, algunas veces se fabrican de 03 a 04 piezas para condiciones especiales. Se usa para
excavaciones de sección completa.
b) Cimbras de arco sobre pared: se fabrican en 02 piezas para una máxima velocidad de
instalación, para condiciones especiales se fabrican de 03 a 04 piezas. Se usa en excavaciones de
media sección con banqueo (hedding and buch) y en excavaciones parcial de corona (top
heading).
c) Cimbra de circulo completo:
En tunelería y galerias principales se emplean comunmente los 02 primeros tipos, y en
condiciones muy extremas de terreno tipo III, IV, V, etc. se usarán cimbras de circulo completo.
SELECCIÓN DE UNA CIMBRA. Para la selección de una cimbra contínua de 02 piezas, con
un arco circular en el techo de 7.60m de ancho y 7.75m de alto.
Ejemplo:
Se tiene un túnel de 7.60m de ancho y con radio de 3.80 m y 7.75m de alto. La altura de carga de
roca Hp = 3 m, el peso volumétrico de la roca g = 2530 Kg/m3 y la medida de espaciamiento
entre puntos de bloqueo es 1.30m, el espaciamiento entre cimbras es 1.20m. Determinar el tipo
de cimbra que se necesita
Solución.
1.- Determinar los puntos de bloqueo, definiendo el espaciamiento entre puntos (1.30m).
2.- Determinar la carga sobre la cimbra, como las cimbras se instalan a 1.20m de separación.
209
W = g x d x Hp = 2530 Kg/m3 x 1.20m x 3m = 9,108 Kg/m.
3.- Definida la carga, el ancho del túnel y el espaciamiento entre los puntos de bloqueo; del
cuadro de capacidad de carga de la cimbra, en la columna correspondiente a 130cm se busca la
carga próxima a 9108, que es 9290, se determina el tipo de cimbra enla correspondiente
horizontal al lado izquierdo, que es: 8" x 5 1/4" WF de 20 lbs/pie.
Si se toma en consideración el ancho del túnel:
2.2.7.2 CARGAS ACTUANTES SOBRE LAS CIMBRAS Y SU CAPACIDAD
DE RESISTENCIA
En terrenos con rocas de tipo III, se asume el valor de carga sobre la bóveda y los hastiales,
siguiendo los criterios de Terzaghi que permite estimar la carga de roca trasmitida sobre los
perfiles estructurales o cimbras, lo cual se ilustra en la Fig.23. Por otro lado, para las condiciones
de roca muy fracturada, la carga actuante se determina de acuerdo a la tabla 4.3, cuando la labor
se encuentra permanentemente bajo la napa freática, así tenemos para:
B = 2.70 m
Ht = 2.70 m
Hp = 0.35 ( B + Ht ) a 1.1 ( B + Ht ), en mts.
Hp = 0.35 ( 2.70 + 2.70 ) = 1.89 mts, altura mínima.
Hp = 1.1 ( 2.70 + 2.70 ) = 5.94 mts, altura máxima.
Para excavaciones que se encuentran fuera de la napa friática, los valores de Hp para los
estados 4 a 6 pueden reducirse al 50%, así tenemos para el ejemplo anterior: Hp x 0.5.
Hp = 1.89 m x 0.5 = 0.945 m, altura mínima.
Hp = 5.94 m x 0.5 = 2.97 m, altura máxima.
El cálculo de la carga sobre la cimbra, considerando que las cimbras se instalan con una
distancia entre ejes ( d = 1.5 mt), con peso de roca 2.48 TM/m3 y que la altura de carga ( Hp ) se
estima en 2.97 m 3 mts, entonces:
q = 2480 Kg / m3 x 1.5 m x 3 m = 11,160 Kg /m.
210
También la carga actuante en el techo de los arcos rígidos se puede determinar por:
q = αLγa.
Donde:
α = Factor de carga que depende de las condiciones de esfuerzo:
Condiciones ligeras del techo α = 0.25
Condiciones normales o medias = 0.5
Condiciones difíciles o malas = 1.0
L = Claro del túnel, en m.
γ = Peso volumétrico de la roca, en Ton/m3.
a = Espaciamiento entre cimbras, en m.
Fig. Modelo estático de un arco rígido de acero
rrhhh
rqhBA
r
rt
yy 32,23
3,
57.14,,666.0
666.0785.0
, Ec. 1
M = 0.5qt r2 sen
2α - Ay (h' + r senα), para 0 ≤ α ≤ π. Ec 2
M = - AyX, para 0 ≤ X ≤ h' Ec.3
N = - qt r cos2α - Ay senα, Ec.4
Donde:
Ay = By = Reacción en los pies derecho, en Ton.
h, = Distancia vertical del arco, en m.
r = radio del arco, en m.
qt = Carga uniforme del techo, en Ton/m.
M = Momento, en Ton-m.
N = Fuerza normal al perfil, en Ton.
Para diseñar los arcos rígidos, se debe conocer el momento máximo, lo cual se obtiene
mediante la derivada de la ecuación Ec.2 con respecto a α y se iguala a cero, se tiene que:
0cos2
rsen
MArq yt
Cos α = 0, α = 2
, Ec.5
211
qt r2 senα - Ay r = 0
rqA
sent
y1 , Ec.6
Los valores de M máx. y de N son para los valores de α de la ecuación Ec.5 y Ec.6 como
sigue:
M máx = 0.5 qt r2 - Ay (h' + r) Ec.7
M máx = - Ay (h' + 0.5 qA
t
y) Ec.8
N = - Ay, Ec.9
N1 = - qt r Ec.10
Los valores de las ecuaciones (7) y (9) son mucho más pequeños que los valores de las
ecuaciones (8) y (10), respectivamente.
Para diseñar el perfil del arco se debe calcular su sección transversal, según las ecuaciones
(8) y (10).
La selección de un tipo de cimbra, se realiza mediante el conocimiento de su módulo de
sección, a partir de las siguientes ecuaciones:
|σ| = iónMóduloSecc
imoMomentoMáx
áreaPerfil
aNormalc
arg
s
x
t
y
y
t
W
qA
hA
A
rq
5.0,
, Ec.11
Donde:
|σ| = Valor absoluto del esfuerzo, en Ton/m2.
A = Área de la sección del perfil, en m2.
Wx = Módulo de sección del perfil, en m3.
σs = Esfuerzo permisible del acero para entibación de mina,
212
= 1,680 Kg/cm2 o 16,800 Ton/m
2.
En la ecuación (11), la sección transversal y el módulo de sección aparecen como dos
incógnitas, luego la solución para un diseño conveniente demanda la aplicación de un método
por tanteo. Sin embargo, las especificaciones DIN proporcionan las siguientes relaciones:
A = 0.149Wx + 9.78.
s
x
t
y
y
x
t
W
qA
hA
W
rq
5.0
78.9149.0
,
Ec.12
rrhhh
rqhBA
r
rt
yy 32,23
3,
57.14,,666.0
666.0785.0
La ecuación (12) es de segundo grado con respecto a Wx; se deberá entonces considerar su
raíz positiva.
Una vez determinado Wx, el perfil más aproximado se selecciona de la tabla correspondiente.
Ejemplo de aplicación:
Determinar el perfil (DIN) para un arco rígido, apropiado para fortificar un túnel de 8 m2 de
sección, bajo condiciones normales de esfuerzo (α = 0.5 y γ = 2.50 Ton/m3) y una densidad de
1 arco por metro del túnel. Además se proporciona los siguientes datos:
L = Claro del túnel = 3.65 m
r = 1.675 m
h' = 1.20 m
a = 1 m (espaciamiento de los arcos)
qt = αLγa.
Solución.
Reemplazando los datos se obtiene:
qt = 0.5 x 3.65m x 2.5 ton/m3 x 1m = 4.562 ton/m
213
675.1675.12.12.1
675.13223
3
57.12.14675.1666.0
562.4675.1666.02.1785.0
xr
xxx
BA yy
Ay = 1.492 Ton.
s
x
t
y
y
x
t
W
qA
hA
W
rq
5.0
78.9149.0
,
Reemplazando los valores:
16800034379.2
78.9149.0
64135.7
WW xx
Ton/m2. (Ec. 13)
2503.2 W2+164,296.0556 W - 19.89622662 = 0
W = 0.00012114493 m3
= 121.14493 cm3.
Buscando en la tabla el módulo de sección con respecto al eje X, se encuentra entre 103 y 136, se
tomará lo que corresponde a 136 y la cimbra tipo I es de GI–120 de 29.50 Kg/m de peso (19.823
lb/ft = 20 lb/ft) que es el perfil más adecuado para el sistema considerado y cumple con la
siguiente relación:
14, 959.45 ≤ fs = 16,800 Ton/m2:
Si elegimos una cimbra con módulo resistente igual a 103 cm3, existen solamente 3
posibilidades:
- Reducir las distancias entre los ademes arcos ("a" más pequeña)
- Utilizar el perfil más grande (F y W más grande).
- Utilizar el acero de calidad superior (tal como de resistencia 52)
Los perfiles “H” y "I", son los elementos que se emplean en la construcción de la entibación y
pueden estar sometidos a esfuerzos de compresión, torsión, pandeo y flexión. El momento flector
permisible (Ms ) para un perfil de resistencia s se puede calcular por la fórmula:
Ms = Wx s Ec. 13
Donde:
s = Máxima tensión o resistencia del acero (1680 Kg./cm2 o 16,800 TM/m
2 )
Wx = Módulo de flexión, módulo de sección o módulo resistente, en m3; representa la
capacidad del perfil a resistir los esfuerzos de flexión situados en el plano de la cimbra:
Wx = Ix / v
Ix = Módulo de inercia según el eje X
214
v = La distancia del eje neutro a la fibra más alejada de la viga en flexión.
Por ejemplo reemplazando los datos en (13), se determina el momento flector permisible en
Kg-cm:
Wx = 0.00012114493 m3 = 121.14493 cm
3
Luego el momento flector permisible para el perfil es:
Ms = Wx s = 121.14493 cm3 x 1680 Kg/cm
2 = 203,523.48 Kg-cm
El rendimiento de la cimbra (rendimiento estático), es la relación entre el módulo resistente
(Wx) y el peso por metro lineal del perfil (G).
Estas propiedades caracterizan el comportamiento de los perfiles de acero dentro de la zona
elástica.
2.2.3.2 INSTALACION DE CIMBRAS METALICOS
1.- En los tramos a colocarse, es importante el control topográfico como el replanteo del eje del
túnel, el nivel de referencia y la verticalidad de las cimbras, a partir de los puntos de referencia
establecidos (en base a los BMS).
2.- Se procede a colocar los pies derechos de las cimbras sobre un zapato de bolsacrete o bolsa
de arena, asegurando a los cáncamos de acero que están anclados en las paredes del túnel, luego
se emperna el perfil de la bóveda sobre los hastiales que deben de formar un ángulo de 90° con el
plano horizontal del piso.
3.- La cimbra colocada se arriostra al cuadro anterior con 7 tirantes metálicos.
4.- Una vez arriotrada las cimbras, se procede a colocar en forma ascendente las planchas
metálicas desde los hastiales hasta la bóveda, bloqueándose simultáneamente con bolsacrete y
piedras, en los vacíos existentes entre la plancha y la roca. Esta última labor es importante,
puesto que con esto se garantiza la transferencia de cargas en forma uniforme para evitar sobre
cargas en algún punto de la cimbra.
5.- Control de cimbras colocadas, que normalmente se hace los siguientes controles:
Control planimétrico: Se hace con la ayuda de un teodolito y las mediciones horizontales con
wincha, en las patas y en los empalmes del hastial con la bóveda de cada cimbra, con la finalidad
de controlar los empujes laterales de las paredes del túnel. En este proceso se observó solamente
pequeños desplazamientos de las cimbras próximo al frente, debido fundamentalmente a causas
de colocación o por efecto de los disparos, más no por causa de los empujes del terreno.
215
Control altimétrico: Se hizo una nivelación a todas las cimbras colocadas, para observar si
alguna de ellas puede ceder de su posición normal. Se observó que existen pequeños
desplazamientos verticales que se atribuye fundamentalmente a que las cimbras no estaban
apoyadas en losas rígidas de bolsacrete fraguado y por utilizar sólo bolsas de arena; por otro
lado, también se debe a las vibraciones por efecto de los disparos y probablemente algunos
empujes del techo que no eran alarmantes.
LA MADERA COMO ELEMENTO ESTRUCTURAL DE SOSTENIMIENTO.
La madera como elemento de sostenimiento está diseñado para trasmitir cargas y reacciones del
terreno; esta transmisión debe realizar solamente a través de las uniones produciendo equilibrio;
por esta razón nunca se debe colocar bloques o cuñas en otras partes del cuadro de
sostenimiento.
La madera ha sido por muchos años el único elemento de sostenimiento en las labores
subterráneas de toda la actividad minera. Posteriormente aparecieron nuevos elementos de
sostenimiento que han competido en forma ventajosa con la madera. Así el acero, después de la
segunda guerra mundial, llegó a constituir como segundo elemento de sostenimiento (cimbras)
de mayor uso en las minas y se continuará utilizando fundamentalmente en labores subterráneas
permanentes y en otras zonas críticas.
Actualmente la madera, sigue siendo el elemento de sostenimiento de mayor uso en muchas
minas de pequeña y mediana minería del país, por las siguientes razones:
- Es un elemento estructural relativamente económico.
- Es un elemento fácilmente manipulable y muy flexible para trabajar en cualquier tipo de
labor.
- Versátil para soportar todo tipo de cargas, por su característica de su resistencia a los
esfuerzos de tracción, compresión, corte y flexión, aunque no son altos como otros
elementos.
- Tiene propiedades elásticas, por lo que da señales visuales y audibles cuando el terreno
ejerce una fuerte presión. Esta propiedad nos permite realizar trabajos de reemplazo o
reforzamiento de cuadros de madera antes que falle completamente.
Los inconvenientes de la madera son:
- Elevado costo en algunas zonas.
216
- Elevado uso de mano de obra.
- Limitada duración.
- La humedad tiene un efecto bien marcado en la resistencia.
- Es fácilmente combustible y cuando está en proceso de podredumbre genera gases
venenosos.
(Falta copiar)
ESTRUCTURAS DE SOSTENIMIENTO CON MADERA.
Existe una gran variedad de tipos de sostenimiento con madera, de acuerdo a los diferentes
clases de terrenos y condiciones especiales de cada mina; sin embargo, las estructuras más
comunes y de mayor uso, son:
1. Cuadros de madera
2. Puntales de seguridad.
3. Llaves de madera
1.- CUADROS DE MADERA.
Son básicamente armazones de madera cuyos elementos están unidos entre sí por destajes y/o
espigas, y por elementos exteriores de unión (topes, bloques), formando una sólida estructura
resistente principalmente a los esfuerzos de compresión. Un cuadro completo de una galería
tiene cuatro elementos básicos:
- 2 postes.
- 1 sombrero.
- I solera y
- 2 tirantes.
Un cuadro de madera como sostenimiento funciona bajo el principio estructural de un pórtico.
217
218
219
220
2. Longitud de los pernos:
I. Según el ancho de la labor, para el ancho L, se tiene:
Techos fuertes = l = L3
1, Techos débiles = l = L
2
1
Para bóvedas muy fuertes donde el empernado se hace para detener el
fracturamiento de la roca, la longitud es l = 1 m como mínimo.
II. Según el espaciamiento de los pernos:
l = 2 x espaciamiento de pernos.
III. También según U.S. Corps of Engineers (1980) y Douglas y Arthur (1983) se
puede determinar mediante reglas empíricas:
Longitud mínima: El mayor de:
a) 2 x espaciamiento del perno
b) 3 x espesor de los bloques rocosos críticos y potencialmente inestables.
c) Para elementos del arco del techo:
221
Abierto 6 m: 0.5 x abierto
Abierto entre 18 y 30m: 0.25 x abierto
Abierto entre 6m y 18m: interpolar entre 3 y 4,5 m
d) Para elementos debajo del arco del techo:
Altura 18 m: como el ( c) de arriba
Altura 18 m: 0.2 x altura
3. Espaciamiento de los pernos:
I. Está relacionado muy estrechamiento con la longitud de los mismos:
S = Ll9
2
3
2 Lmáx =
S
R2
máx
Donde:
S = Espaciamiento de los pernos, en mts.
L = Ancho del túnel, en mts.
l = Longitud del perno, mts
Rmáx = Capacidad máxima de soporte de carga del perno; la fuerza resultante en
el límite elástico del acero, Kg.
= Densidad roca, Ton/m3.
II. Según U.S. Corps of Engineers (1980) y Douglas y Arthur (1983), se puede
determiner de manera empírica:
El espaciamiento máximo se toma:
El menor de:
a) 0.5 x longitud del perno.
b) 1.5 x ancho de los bloques rocosos críticos y potencialmente inestables.
c) 2m. (notas)2
El espaciamiento mínimo es de 0.9 a 1.2m
III. El espaciamiento según las discontinuidades:
Espaciamiento = 3 veces el espaciamiento promedio de los planos de
discontinuidades. Por ejemplo, si las familias de las discontinuidades crean
2 Los espaciamiento mayores de 2m hacen dificultoso el enlace de los elementos de sostenimiento
superficiales (malla electrosoldada o eslabonada)
222
cuñas o bloques con una longitud promedio de 0.5m, el espaciamiento será
1.5m. Si el espaciamiento promedio fuera de 0.10m, obviamente no sería
práctico colocar pernos cada 0.30m. Baja esta circunstancias se usaría malla
metálica para mantener los pequeños bloques entre las placas de los pernos.
La minería y el sostenimiento como un proceso
El diseño de cualquier excavación en roca es el diseño de su sostenimiento (2). En el caso de la minería, esta se puede analizar como un proceso general de minado el que a su vez puede separarse en dos sub-procesos acoplados, el minado y el sostenimiento (1), tal como se muestra en el siguiente diagrama
Depende Procesode Minado sostenimiento La evolución del proceso general de minado depende de la interacción de los dos sub-procesos. El minado depende del sostenimiento y el sostenimiento restringe o permite el minado de acuerdo a la respuesta del macizo rocoso. Para estudiar la interacción entre los dos sub-procesos se debe tener conocimiento de los diversos tipos de sostenimiento y las condiciones para su aplicación.
4.1 SOSTENIMIENTO PRIMARIO
El sostenimiento primario se puede estimar siguiendo cualesquiera de las teorías
modernas como: métodos empíricos, analíticos y métodos numéricos; o bien
establecerlo directamente a partir de las experiencias obtenidas en formaciones
rocosas similares.
1. Proceso de Minado
Permite restringir
223
Los métodos más empleados hoy en día son los métodos empíricos propuestos
por Bieniawski y por Barton, que permiten hacer una clasificación geomecánica del
macizo rocoso, y en base a este banco de datos se dimensionan el tipo de
sostenimiento.
4.4 PERNOS DE ANCLAJE
4.4.1 DEFINICION Y GENERALIDADES
Los pernos de anclaje, pernos de roca o bulonaje, son conceptos que expresan la misma técnica. Los pernos de anclaje es una técnica de sostenimiento o de estabilización que, en esencia, consiste en anclar en el interior de la roca una barra de material resistente a tracción que confine al macizo rocoso, permitiendo de esa manera aprovechar las características resistentes propias de la roca que facilite su sostenimiento, vale decir, que aumente su competencia de la roca alrededor de la excavación. La efectividad de un perno de anclaje está en relación directa al tiempo de su colocación, vale decir, que mientras más rápido se coloca mejores efectos se logrará. En los últimos años se han producido desarrollos muy importantes, tanto conceptuales como tecnológicos, que han hecho del perno de anclaje una técnica indispensable para el sostenimiento de las excavaciones subterráneas. El sistema de trabajo de los pernos de anclaje reside en la utilidad del diseño de la colocación de pernos ocasionales y los pernos sistemáticos. Los pernos sistemáticos se diseñan con una densidad entre 0.5 a 1 perno por m2 para soportar empujes, condición que puede configurar un arco de soporte de resistencia alta a la rotura de la roca, e inclusive se puede lograr un grado de soporte en materiales muy fracturados. Este sistema trata de impedir la aparición de esfuerzos radiales debido al aumento de los esfuerzos tangenciales luego de la excavación (ver Gráf.25) y forma un casco secundario que trabaja a compresión aumentando la resistencia al corte del macizo rocoso. El mecanismo de trabajo es absorber en la zona de dominio elasto-plástico la totalidad del peso del macizo rocoso que se supone suelta y redistribuirla detrás de la zona de aflojamiento (zona de dominio elástico o zona estable) (ver Gráf. 26). Este efecto se consigue, para el caso del túnel I Apacheta Choccoro rellenando los ejes de los anclajes con resina, como medida de protegerlos de la corrosión. Mientras los pernos ocasionales son para estabilizar bloques y cuñas a puntos de caer, allí donde el dominio de las rocas son elásticas y donde los esfuerzos residuales tangenciales y radiales son menores a la resistencia de corte de la roca. El mecanismo de trabajo es suspender o anclar los bloques de roca que pueden deslizarse a las rocas más resistentes que se hallan encima o detrás (ver Gráf. 27).
4.4.2 APLICACIÓN DE LOS PERNOS DE ROCA EN EL SOSTENIMIENTO
DEL TUNEL I APACHETA CHOCCORO.
Entre los 2 sistemas de clasificación de los pernos de anclaje: Adherencia y Fricción, en el túnel Apacheta Choccoro se han utilizado el de Adherencia a base de resina, donde el espacio anular entre la barra del perno y la paredes del taladro se rellenan con resina Epoxica rápida, que al fraguar tiene adherencia suficiente para solidificar la barra al terreno.
224
Para su instalación, previamente se perforan taladros de 39 mm de diámetro en
forma perpendicular al plano horizontal del estrato y los pernos son de acero de ¾”
de L = 2.40 mts y ¾” de L = 3.60 mts, con platina de acero o placa de reparto de 5”x 5”x ¼” con su arandela respectiva y tuerca de ajuste.
La resina Epóxica empleada son cartuchos de 28 mm x 30 cm de fragua rápida y de gran adherencia con características mecánicas muy elevadas; se debe evitar el uso de resinas rotas y deterioradas.
Para que se realice el proceso de fraguado se debe proceder de la siguiente manera:
a) Introducir los cartuchos de resina en el taladro en el que se va anclar la barra.
b) Introducir la barra de anclaje mediante un movimiento de rotación y avance.
c) Al llegar al fondo del taladro debe mantenerse en rotación para asegurar la
buena mezcla de resina y catalizador, hasta que salga el mortero por la boca
del taladro.
d) Se coloca el placa de reten y la tuerca se ajusta en forma mecánica mediante
llaves de tensión calibradas. (Ver Gráf. 28).
El anclaje con resina es eficaz en la mayor parte de las rocas y no presenta problemas operativos. Sin embargo, el aspecto más crítico para conseguir un buen anclaje con cartuchos de resina, probablemente está constituido por la diferencia entre
los s del perno y los del taladro donde se va a colocar, que debe ser inferior a 10 mm. Si no se respeta este límite muy probablemente la calidad del anclaje no será buena porque dificultará notablemente la mezcla de resina con el catalizador.
La tensión de adherencia que se consigue con los cartuchos de resina comerciales está comprendida entre 4 y 6 Mpa. La capacidad de apoyo o resistencia a la carga de un perno con resina se puede calcular, como sigue:
Rmáx = a A = rUl
A = d2
4
U = d
l
da
25.0
Donde: Rmáx = Capacidad de apoyo del perno, en Kg.
a = Resistencia en el límite elástico (punto de fluencia) del acero del perno, en Kg/cm2. A = Area del perno, en cm2 d = Diámetro del perno, en cm.
= Adherencia entre la resina y el perno, en Kg/cm2. U = Circunferencia del perno, en cm l = longitud del perno, en cm El espaciamiento de los pernos dependió del tamaño, forma y buzamiento de la
roca, así como del grado de diaclasamiento. Una regla general que puede usarse para
225
decidir cuál será el espaciamiento de los pernos de ruta, es que la distancia entre las placas frontales puede ser aproximadamente igual a 3 veces el espaciamiento promedio de los planos de discontinuidad en el macizo. Por lo tanto, si las familias de discontinuidades crean cuñas o bloques con una longitud promedio de 0.5 mts, el espaciamiento de pernos ideal debería ser 1.5 mts y la longitud del perno sería 2 veces el espaciamiento de los pernos, es decir 3 mts. Si el espaciamiento de discontinuidades fuera aproximadamente 0.10 m, obviamente no sería práctico colocar pernos cada 0.30 m. Bajo estas circunstancias se usaría malla metálica para mantener los pequeños bloques entre las placas frontales de los pernos en su sitio.
No obstante, existen investigaciones para determinar: A) Longitud de los pernos; cuando el ancho del túnel es L, se tiene:
Techos fuertes = l = L3
1
Techos débiles = l = L2
1
Para bóvedas muy fuertes donde el empernado se hace para detener el fracturamiento de la roca, la longitu es l = 1 m como mínimo.
B) Espaciamiento de los pernos: está relacionado muy estrechamiento con la
longitud de los mismos:
S = Ll9
2
3
2
Lmáx = S
R2
máx
Donde: S = Espaciamiento de los pernos, en mts. L = Ancho del túnel, en mts. l = Longitud del perno, mts Rmáx = Capacidad máxima de soporte de carga del perno; la fuerza resultante en el límite elástico del acero, Kg.
= Densidad roca, Ton/m3. C) Diámetro de los pernos: se calcula según la fatiga de fluencia del acero:
Rmáx = a As
R = FF
adR 2
máx785.0
Donde: Rmáx = Capacidad máxima de soporte del perno (en tensión), Kg. R = Fuerza axial permitido en el perno, Kg. F = Factor de seguridad de 2 a 4
a = Esfuerzo en el límite elástico (punto cedente) del acero, Kg/cm2. As = Area del perno, cm2. d = Diámetro del perno, cm. D) Densidad de los pernos:
226
Asa
lFn
Donde:
n = Densidad (unidad/m2)
F = Factor de seguridad
l = Longitud barra o espesor de la zona de protección (m)
= Peso volumétrico de la roca (Kg/m3).
a = Capacidad de carga de la barra a la tensión última rotura (Kg/cm2)
As = Sección de la barra, (cm2).
Para el túnel I Apacheta Choccoro se han utilizado mayormente pernos ocasionales con
resina para fijar bloques de roca inestables en las diferentes progresivas, en cantidad suficiente
que se detalla a continuación:
Pernos de anclaje D = ¾” y L = 2.4 m.
TUNEL I PROGRESIVA UNIDADHastiales y 7+544.30 8
bóveda 7+630.2 a 7+638 12
8+654.08 8
8+526.30 a 8+528.55 12
40 Unidades
Pernos de anclaje D = ¾” y L = 3.6 m.
Tunel I Progresiva UnidadHastiales y 7+544.30 5
bóveda 7+556.30 a 7+562.30 6
7+630.20 a 7+638 6
8+526.30 a 8+528.55 6
8+530.08 a 8+531.74 5
8+654.08 6
34 Unidades
USO DEL CONCRETO EN LA MINERÍA
Introducción
La división Cobriza de Doe Run Perú es una mina de cobre ubicada en el departamento de Huancavelica, provincia de Churcampa, ubicándose a 366 Km al sur de la ciudad de la Oroya. Desde los inicios de la explotación, a fines de los años 60, el método de minado ha sido corte y relleno ascendente. Los accesos de la mina se sitúan aproximadamente cada 100 metros en vertical a lo largo de los cerros Coris y Pumagayoc.
227
Existen dos tipos de roca bien diferenciados en la mina: roca tipo manto (caliza alterada) y roca tipo pizarra. La primera conforma una estructura estable (Q=10) y la segunda, que encajona al manto, presenta múltiples estructuras y fracturamientos lo que la hace conformar un macizo rocoso inestable (Q=1). La mayor parte de los problemas de estabilidad en roca que tiene Cobriza ocurre en la roca pizarra, la cual tiende a presentarse débil y sumamente fracturada, causando ocasionales derrumbes tanto en las paredes como en los techos de las labores. Teniendo como base la filosofía de Doe Run Perú en que la seguridad es primordial, se hizo necesario un programa de sostenimiento adecuado, por lo que en conjunto con la empresa MBT-Unicon se comenzó a aplicar concreto lanzado con fibras metálicas por vía húmeda, utilizando un equipo robotizado (Meyco - Mamba).
Sostenimiento utilizando shotcrete.
Existen diversos métodos de soporte de roca y cada uno de ellos se aplica de acuerdo a las condiciones del macizo rocoso por sostener. Existen clasificaciones geomecanicas de los macizos rocosos en los que se recomienda el tipo de soporte que se colocara, ejemplo de ello son el sistema Q, el RMR, el RQD entre otros. Un método de sostenimiento es el concreto lanzado o shotcrete, que es la aplicación neumática de concreto sobre una superficie. La mezcla que conforma un shotcrete posee las mismas condiciones de calidad que un concreto, tales como el contenido de cemento, la selección de agregados, la granulometría y la relación agua/cemento. Las propiedades mecánicas del concreto aplicado neumáticamente también son las mismas que las del concreto convencional e incluyen el esfuerzo a la compresión, a la tracción y a la flexión. El shotcrete es sin embargo mucho menos poroso y tiene muy buena adhesión a las paredes de roca debido a su aplicación a alta presión. Los métodos de aplicación de shotcrete se pueden dividir en dos: por vía húmeda, la que agrega el agua durante la preparación del concreto por aplicar, y por vía seca, la cual inyecta el agua en el momento de la aplicación. Cada uno de estos métodos tiene sus ventajas y desventajas, las cuales serán comentadas posteriormente.
Principales aditivos del shotcrete
Luego que una mezcla típica de concreto se ha efectuado, se pueden agregar aditivos (admixtures) los cuales son sustancias químicas que son colocados para afectar el mezclado, emplazamiento y el proceso de curado. Los principales aditivos pueden ser clasificados como sigue:
a) Plastificantes
Los plastificantes son aditivos que ayudan a la bombeabilidad o fluidez del concreto. En el proceso en húmedo un material plástico bombeable es deseable pero ello no debe ser generado por el incremento del contenido de agua. Si la relación agua/cemento es demasiado alta, el cemento se diluirá y el concreto se debilitara. Altos rangos de reducidores de agua son usados para obtener la fluidez sin exceso de agua.
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b) Acelerantes
Los acelerantes del shotcrete son productos que son añadidos al mismo, segundos o minutos antes que sea aplicado a la superficie. Estos vienen en una variedad de formas pero los del tipo liquido son usados tanto en los procesos en húmedo y seco.
c) Estabilizadores
Son productos químicos que detienen o estabilizan el proceso de hidratación. Mezclados con el concreto estos estabilizadores pueden extender la vida útil de cerca de 12 a 18 horas hasta 72 horas, posteriormente un producto excitador puede ser introducido en el inyector despertando al concreto dormido, retornándolo a su punto normal de hidratación.
d) Microsilica
El microsilice es un sub producto de la producción silica del acero. Este aditivo es considerado como muy buen complemento del cemento, hace que la mezcla sea pegajosa y produce un concreto más denso. La razón de ello es su fineza. El cemento portland tiene una fineza de cerca de 400 mallas, la microsilica es 100 veces mas fina que ese cemento. Además del cemento tipo Portland, los otros principales componentes del Shotcrete son:
Arena. La importancia de tener una arena bien graduada se explica por la búsqueda de tener la suficiente cantidad de finos que garanticen un bajo rebote y de gruesos que garanticen a su vez la resistencia del concreto proyectado. En la actualidad Cobriza cuenta con una nueva planta de lavado de arena con capacidad para lavar hasta 6.4 m3/hora, que sumado a la producción de la planta antigua (2.84 m3/hora), nos da 9.24 m3/hora, lo que garantiza suficiente material para los requerimientos del sostenimiento y de la mina en general (ver Fig. 1).
Fig. 1. Nueva planta de lavado de arena con capacidad
para 6.4 m3/h
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Fibras metálicas. La importancia de las fibras metálicas radica en que estas confieren propiedades de resistencia a la tracción y flexión al concreto, las fibras Novocon son las que se vienen utilizando en la unidad.
En el cuadro 1 se observa un diseño típico para mezcla humeda.
Insumos 1.0 m3 Unidad
Cemento 425.00 Kg.
Arena 1632.00 Kg.
Aditivo Plastificante 5.10 l.
Aditivo Estabilizador 2.00 l.
Microsilica 34.00 Kg.
Fibra metalica 35.00 Kg.
Aditivo acelerante 25.50 l.
Agua 183.60 l.
1. Sostenimiento con shotcrete en mina Cobriza. Aunque en Cobriza se ha venido utilizando el shotcrete por vía seca por muchos años, la calidad y tecnología utilizadas no eran las adecuadas para una mina de su envergadura, por lo que la dirección de Doe Run Perú decidió cambiar el método de aplicación de modo que permitiera garantizar las siguientes caracteristicas:
Generar un ambiente seguro de trabajo, garantizando la aplicación de shotcrete con un espesor determinado en paredes y techos de las labores cuya altura en promedio es de 6 metros y que en áreas con inestabilidad (contacto manto-pizarra) pueden alcanzar los 10 metros. El ancho promedio de las labores es de 5 m.
Garantizar la calidad de la mezcla de modo que alcance una resistencia a la compresión mínima de 30 Mpa (4200 psi) a los 28 días, reduciendo el rebote a un máximo de 10%, permitiendo a los componentes del shotcrete permanecer en la mezcla y reducir el gasto de material, optimizando el uso de acelerantes y otros aditivos, incrementando la adhesión del concreto lanzado a las paredes de las excavaciones.
Aumentar la rapidez de aplicación.
Disminuir los costos de sostenimiento. Teniendo en cuenta los anteriores puntos la aplicación de Shotcrete en Cobriza presenta actualmente las siguientes características:
a) Seguridad – Aplicación robótica. La utilización de un robot ha permitido trabajar en labores seguras para el personal, al no quedar expuesto a riesgos por caída de rocas en lugares inestables. La utilización de un lanzador de concreto Meyco-Mamba (ver fig. 2) en Cobriza ha sido elegida por los siguientes factores:
Capacidad de trabajar en terrenos inestables sin arriesgar al operador.
Cuadro 1. Diseño tipico de shotcrete para mezcla humeda
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Aplicación de shotcrete a alturas de labores principales (rampas) de hasta 6 metros, pudiendo llegar a 10 m. en zonas de desprendimiento de rocas.
Evita la fatiga del personal como es usual en la aplicación manual del shotcrete.
b) Volumen de produccion. La mezcla en humedo tiene alta capacidad de aplicación en volumen y esta es su gran ventaja frente a la opción de utilización del método por vía seca. La capacidad de la bomba del robot Mamba es de 20 m3/hora, sin embargo, la aplicación usual es de 20 a 40 m3/ guardia, en gran medida debido a las restricciones asociadas con el envió del shotcrete al robot, el mismo que es transportado a la entrada de la mina con camiones mezcladores de 6 m3 de capacidad que transfieren el concreto en rampas ubicadas cerca de las bocaminas a camiones de 2 m3, los cuales llevan el shotcrete a la Mamba.
c) Control de calidad. El control de calidad es uno de los puntos mas importantes que se debe tener en cuenta a la hora de preparar y aplicar el shotcrete por vía humeda. Si se mezclan todos los ingredientes conjuntamente en una planta de concreto se tiene un producto de calidad si la mezcla se realiza por peso en lugar de cálculo de volumenes. Para tener un control estricto de calidad es necesario el uso de un laboratorio de campo, donde se realicen los ensayos de revenimiento (slump), compresión simple (ver cuadro 2), flexión (ver cuadro 3), tracción, modulo de fineza, graduación de arena, entre otros. En la actualidad un moderno laboratorio de este tipo se encuentra trabajando en Cobriza, lo que garantiza la calidad del concreto aplicado. Se tiene una planta automatizada de preparación de concreto en la que se pesa cada uno de los componentes del shotcrete antes de ser cargados a los camiones mezcladores (Fig. 3).
Fig. 2. La Meyco Mamba aplicando shotcrete para estabilizar un talud cerca a la bocamina del
nivel 70 Sur
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Lugar
Nivel 51 seccion 1730
Nivel 10 Seccion 2900
Nivel 70 Seccion 4900
Rampa A-3 Nivel 28
F”c
306 306 306 306
Edad (dias) 28 28 28 28
Area (cm2) 19.63 19.63 19.63 19.63
Slump (“) 7 7 7 7
Carga (KN) 7555 7254 7096 7125
Resistencia (kg/cm2)
508 489 479 481
Porcentaje del f’c 166 % 159.9 % 156.6 % 157.2 %
1.1.1. Cuadro 2. Resultados tipicos de ensayos a compresión simple del shotcrete
d) Rebote. El rebote ha disminuido considerablemente de lo que la mezcla por vía seca generaba. De acuerdo a las observaciones y mediciones se ha llegado a menos de 5% de rebote en algunos tramos y dependiendo del tipo de roca, en algunos casos oxidada como un suelo o con gran presencia de agua, el rebote aumenta, sin superar en ningun caso el 10% de lo especificado.
e) Utilización de fibras. Como otro aditivo del shotcrete, las fibras de acero se usan para dar al mismo propiedades de resistencia a la tracción y flexión. Es mas útil en el caso de shotcrete por via humeda utilizar fibras de acero porque existe un mejor recubrimiento de la fibra en si. En cambio en el proceso en seco es necesario incrementar la dosis y aceptar una mayor cantidad de fibra en el rebote. Los valores observados de resistencia a la flexión en los ensayos realizados en mina Cobriza indican un comportamiento mejor de lo esperado para este tipo de esfuerzo (ver cuadro 3).
Fig. 3. Planta de preparación de shotcrete y concreto
convencional
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Lugar Nivel 10
Seccion 2900 Rampa A-3 Nivel 28
F”c 41 41
Edad (dias) 28 28
Viga (lxbxd) 27.5x10x10 27.5x10x10
Slump (“) 7 7
Carga (KN) 15.8 15.8
Resistencia (kg/cm2)
49 44
Porcentaje del f’c
119 % 107 %
3. Resultados tipicos de ensayos a flexion
f) Disminución de costos.
En comparación con los costos de aplicación por vía seca, estos han disminuido aproximadamente en 50%, ademas de presentar las características de trabajo seguro, control de calidad, aumento de volumen aplicado y disminución de rebote que ya se han mencionado. El costo actual de preparación, aplicación y de materiales es de US$/m3 375 (US$ 500/m). Se esta planeando reducir el costo a traves de la optimización de la mezcla usando relaves en una cantidad de 10% en peso, aplicable a sectores de la mina que se piensan extraer en el corto plazo, evitándose asi problemas de sulfatación del concreto. También se aplicara un mejor control del espesor del shotcrete y de su rebote. Asimismo se espera alcanzar un mejor precio y el uso de empleados de Doe Run Perú que apoyen a los contratistas de UNICON. Una razonable meta en el corto plazo es reducir costos a aproximadamente US$/m3 de 350 (US$/m 415).