J-PARAMETROS GEOMECANICOS PARA SOSTENIMIENTO EN MINERIA SUBTERRANEAPARA LEER.pdf

PARAMETROS GEOMECANICOS
PARA SOSTENIMIENTO EN MINERIA
SUBTERRANEA
Ing. Jorge Ramírez S.
Jefe de planeamiento
Mina Catalina Huanca

Cualquier tipo de excavación realizada en un
macizo rocoso produce un cambio en su
estado original, teniéndose como
consecuencia la eliminación natural de la
estabilidad alrededor de la excavación,
pasando las condiciones de equilibrio de un
estado estático a un estado dinámico. Los
efectos que puedan producir estos cambios
deben de ser conocidos antes de realizar la
excavación, con la finalidad de minimizar las
consecuencias orientadas a la estabilidad de
la excavación.

El éxito de la instalación de un
soporte depende de:
1. Una buena definición del soporte a
instalar.
2. Una buena instalación del soporte
definido.

DEFINICIÓN DEL SOSTENIMIENTO A
INSTALAR
Para diseñar el soporte a instalar en una
excavación se debe de tener en cuenta lo
siguiente:
1. Uso que se le dará a la excavación.
2. Características geométricas de la excavación.
3. Caracterización Físico-Mecánica de la roca
intacta.
4. Caracterización del macizo rocoso.
5. Esfuerzos a los que esta sujeta la excavación.

1. USO QUE TENDRA LA EXCAVACIÓN
Existen dos tipo de excavaciones mineras:
• Permanentes: Son aquellas que van a perdurar
en la vida de la mina. Ejemplos: Niveles,
rampas, chimeneas de ventilación principal.
• Temporales: Son aquellas que estarán abiertas
por un lapso de tiempo corto. Ejemplos: Tajeos,
ventanas hacia el tajeo, chimeneas que son
cara libre en tajeos, etc.

2. CARACTERÍSTICAS GEOMETRICAS
DE LA EXCAVACIÓN
Estas características dependen de:
• Forma: Circular, herradura, cofre,
rectangular, etc.
• Tamaño
• Orientación

CARACTERIZACION DE LA ROCA
• Roca Intacta: También llamada matriz rocosa, es el
material rocoso exento de discontinuidades, o los bloques
de roca intacta que quedan entre ellas. Queda
caracterizada por su densidad, deformabilidad y resistencia.
• Discontinuidad: Es cualquier plano de origen mecánico o
sedimentario en un macizo rocoso, con una resistencia a la
tracción muy baja o nula. La presencia de estas implica un
comportamiento no continuo del macizo rocoso.
• Macizo Rocoso: Es el conjunto de matriz rocosa y
discontinuidades, esto le confiere un carácter heterogéneo y
un comportamiento no continuo, condicionado por la
naturaleza, frecuencia y orientación de los planos de
discontinuidad, y condiciona su comportamiento
geomecánico e hidráulico.

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3. CARACTERIZACION FISICO-
MECANICA DE LA ROCA INTACTA
Las principales características Físicas a tener
en cuenta son las siguientes:
• Densidad.
• Peso especifico.
• Porosidad y permeabilidad.

Las principales propiedades mecánicas a
considerar son:
• Resistencia a la
Compresión ( Rc )
Rc = P / A ,
A = πD²/4
• Resistencia a la
Tracción ( Rt )
Rt = P / A ,
A = πD²/4
P(+)
P(+)
A
P(-)
P(-)

• Modulo de Deformación (E) :
Tendencia de deformación
en dirección axial del
esfuerzo solicitante.
• Modulo de Poisson (‫ע‬) :
Razón de deformación:
deformación
radial entre la deformación
axial.
E
v

COHESIÓN ( C ) :
Resistencia cohesiva o
resistencia a la cizalla.
Angulo de Fricción
Interna ( Ø ) : Angulo
de rozamiento interno.
φ
C

4. CARACTERIZACION DEL MACIZO
ROCOSO
Debido a la variación de las
características de la masa rocosa, se
requiere de un buen detalle de la
información geológica y geomecánica,
para ello se deben de confeccionar
modelos geológicos y posteriormente
modelos geomecánicos.

Para construir el Modelo Geomecánico
se requiere contar con la información
de campo, la cual consiste en:

DISCONTINUIDADES DE LA MASA
ROCOSA
1. 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.

2. 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.

3. Persistencia, es la
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.

4. 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.

5. Apertura, es la
separación entre
las paredes
rocosas de una
discontinuidad o el
grado de abertura
que ésta presenta.
A menor apertura,
las condiciones de
la masa rocosa
serán mejores y a
mayor apertura, las
condiciones serán
más desfavorables.

6. 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.

6. RESISTENCIA DE LA ROCA
> 250 MPa
100 - 250 MPa
50 -100 MPa
25 - 50 MPa
< 25 MPa

7. RESISTENCIA DE LAS PAREDES LAS
DISCONTINUIDADES
CARTILLA DE CORRELACION PARA EL MARTILLO SCHMIDT DE DUREZA
RELACION: DENSIDAD, N° REBOTE Y RESISTENCIA COMPRESIVA DE LA ROCA

8. AGUA SUBTERRANEA (HIDROGEOLOGÍA)
FILTRACIONES EN LA PARED ROCOSA DE UNA GALERIA SUBTERRANEA

9. NUMERO DE FAMILIAS O DE SISTEMAS
Se toman datos en el macizo
rocoso con líneas de detalle, el
análisis se realiza con el
programa Dips.

10. TAMAÑO DE BLOQUES
ESQUEMAS DE FORMAS DE BLOQUES: a) bloqueado, b) irregular, c) tabular y
d) columnar.

11. GRADO DE FRACTURAMIENTO DE LA MASA
ROCOSA
Masiva o levemente fracturada
2 a 6 fracturas / m
Moderadamente fracturada
6 a 12 fracturas / m

Muy fracturada
12 a 20 fracturas / m
Intensamente fracturada
> 20 fracturas / m

5. Esfuerzos a los que esta sujeta la
excavación
Son los esfuerzos que se ubican alrededor de las
excavaciones y afectan su estabilidad en mayor o menor
grado. Estas son de dos tipos:
• Esfuerzos In-situ
• Esfuerzos Inducidos

Los esfuerzos In-Situ dependen de:
- Las condiciones de carga de la masa rocosa.
σ = δ*z; Donde: σ Esfuerzo in Situ
δ Densidad de la roca
z Profundidad
ESFUERZOS IN-SITU

Los esfuerzos definidos por su historia geológica
(Tectónismo, intrusión, Esfuerzos Residuales, etc.)

METODOS PARA DETERMINAR LOS
ESFUERZOS IN-SITU
• USBM
Deformation Gage
• Flatjack (Gata
Plana)
• CSIRO Hollow
Inclusion
• Calculo con
fracturamiento
hidráulico

ESFUERZOS INDUCIDOS
Son aquellos esfuerzos provocados debido a la
presencia de la excavación. Cuando mas grande
es la excavación mayor son estos esfuerzos. La
influencia de estos esfuerzos es de 2 a 3 veces el
ancho de la excavación.

METODOS DE DISEÑO DE SOSTENIMIENTO
DE LABORES MINERAS
Existen tres métodos para determinar el
soporte que requiere una excavación,
ellos son:
• Métodos Empíricos
• Métodos usando las Clasificaciones
Geomecánicas
• Métodos numéricos.

Métodos Empíricos
Este se basa en la experiencia y observación de
cada trabajador, el cual le permite definir el tipo se
sostenimiento que requiere una labor.

Métodos utilizando Clasificaciones
Geomecánicas
Estos son ampliamente utilizados en el mundo
debido a su rápida aplicación y gama de usos
que presenta.
Estas tablas han sido confeccionas teniendo
como información base los resultados de muchas
pruebas realizadas en campo.

OBJETIVOS DE LAS CLASIFICACIONES DE LA MASA
ROCOSA
ƒ Identificar los parámetros más significativos que influyen en el
comportamiento de la masa rocosa.
ƒ Dividir una formación rocosa en grupos de similar
comportamiento, es decir, clases de masas rocosas de
diferentes calidades.
ƒ Proporcionar una base para el entendimiento de las
características de cada clase de masa rocosa.
ƒ Relacionar la experiencia de las condiciones de la roca de un
lugar a las condiciones y experiencia encontradas en otros
lugares.
ƒ Obtener datos cuantitativos y guías para el diseño de
ingeniería.
ƒ Proporcionar una base común de comunicación entre el
ingeniero y el geólogo.

ANTECEDENTES SOBRE CLASIFICACIONES DE LA
MASA ROCOSA EN INGENIERÍA
Ritter (1879): Primer intento de formalizar un enfoque empírico para el diseño de
túneles, en particular para determinar los requerimientos de sostenimiento.
Terzaghi (1956): Primera referencia sobre el uso de una clasificación de la masa
rocosa para el diseño del sostenimiento de túneles, con cimbras.
Lauffer (1958): Clasificación que involucra el tiempo de autosostenimiento para
túneles.
Deere et al. (1964): Indice RQD (Designación de la Calidad de la Roca), para proveer
un estimado cuantitativo de la calidad de la masa rocosa, a partir de los testigos de la
perforación diamantina.
Wickham et al.(1972): Método cuantitativo para describir la calidad de una masa
rocosa y para seleccionar el sostenimiento, en base a la Valoración de la Estructura
Rocosa (RSR - Rock Structure Rating). Primer sistema que hace referencia al
shotcrete.

Pacher et.al. (1974): Modificación del criterio de Lauffer y que actualmente forma parte de
la propuesta general de tunelería conocida como NATM.
Barton et.al. (1974): Índice de Calidad Tunelera (Q) para la determinación de las
características de la masa rocosa y de los requerimientos de sostenimiento de túneles.
Bieniawski (1973): Clasificación Geomecánica o Valoración de la Masa Rocosa RMR
(Rock Mass Rating), refinado sucesivamente en varias oportunidades, última versión
1989. Aplicable a la estimación del sostenimiento, al tiempo de austosostenimiento y los
parámetros de resistencia de la masa rocosa.
Laubscher et.al. (1977): RMR de Bieniawski modificada para la minería MRMR (Mining
Rock Mass Rating), última versión 1990. Aplicable a la estimación del sostenimiento y los
parámetros de los métodos de minado por hundimiento, principalmente.
Hoek et.al. (1994): Índice de Resistencia Geológica GSI (Geological Strength Index), para
clasificar a la masa rocosa, estimar la resistencia de la masa rocosa y el sostenimiento.
Ultima versión 1998.
Palmstron (1995): Índice del Macizo Rocoso RMi (Rock Mass Index). Sistema para
caracterizar la masa rocosa y para aplicaciones en el sostenimiento, excavación TBM,
voladura y fragmentación de rocas.

INDICE RMR (Rock Mass Rating)
Conocido como el índice CSIR,
creado por Bieniawski. Esta
clasificación tiene varias tablas
modificadas en diferentes años: en
1976, en 1984 y en 1989. En estas
tablas han sido modificados las
valoraciones que se les daba a cada
parámetro.

A. PARAMETROS DE CLASIFICACION Y SUS INDICES
Parámetros Rango de valores
Carga
puntual
>10
MPa
4-10
MPa
2-4
MPa
1-2
MPa
Se requiere pruebas de compr.
uniaxial.
Resistencia
de la roca
intacta
Resist.
Comp.
Uniax.
> 250
MPa
100 - 250
MPa
50 - 100
MPa
25 - 50
MPa
5 - 25
MPa
1 - 5
MPa
< 1
MPa
1
Indice 15 12 7 4 2 1 0
Calidad de testigo
perfor. Diamantina
90 – 100 % 75 – 90 % 50 – 75 % 25 – 50 % < 25 %
2
Indice 20 17 13 8 3
Espaciamiento de
discontinuidades
> 2 m 0.6 – 2 m 200 - 600 mm 60 - 200 mm < 60 mm
3
Indice 20 15 10 8 5
Condición de
discontinuidades.
(Ver Tabla E)
Superficies muy
rugosas. No
continuas. Sin
separación. Paredes
de roca inalteradas
Superficies
ligeramente rugosas.
Separación < 1 mm.
Paredes de roca
ligeramente alteradas
Superficies ligeramente
rugosas. Separación < 1
mm. Paredes de roca
altamente alteradas
Superficies de espejo
de falla o gouge < 5
mm de espesor o
separación 1 – 5 mm.
Continua
Suave gouge > 5 mm de espesor
o separación > 5 mm. Continua.
4
Indice 30 25 20 10 0
Flujo para 10 m de
túnel (l/m)
Ninguno < 10 10 - 25 25 - 125 > 125
Presión de agua en la
discontinuidades/esfuer
zo principal mayor σ
0 < 0.1 0.1 – 0.2 0.2 – 0.5 >0.5
Condiciones generales Completamente seco Semi seco húmedo goteo flujo
5
Indice 15 10 7 4 0
B. AJUSTE DE INDICES POR ORIENTACION DE DISCONTINUIDADES
Orientación strike y dip Muy favorable Favorable Regular Desfavorable Muy desfavorable
Túneles y minas 0 - 2 - 5 - 10 - 12
Cimientos 0 - 2 - 7 - 15 - 25
Indice
Indice 0 - 5 - 25 - 50 - 60
C. TIPOS DE MASA ROCOSA DETERMINADAS A PARTIR DEL INDICE TOTAL
Indice 100 - 81 80 - 61 60 - 41 40 - 21 < 21
Número de clase I II III IV V
Descripción Roca muy buena Roca buena Roca regular Roca pobre Roca muy pobre
D. SIGNIFICADO DE LOS TIPOS DE MASA ROCOSA
Número de clase I II III IV V
Promedio de tiempo sin
sostenimiento
20 años para 15 m de
abertura
1 año para 10 m de
abertura
1 semana para 5 m de
abertura
10 horas para 2.5 m de
abertura
30 minutos para 1 m de abertura
Cohesión de la masa rocosa
(Kpa)
> 400 300 - 400 200 - 300 100 - 200 < 100
Angulo de fricción de la masa
rocosa (deg)
> 45 35 - 45 25 - 35 15 - 25 < 15
E. REGLAS PARA LA CLASIFICACION DE DISCONTINUIDADES (Condición)
Persistencia (longitud)
Indice
< 1 m
6
1 – 3 m
4
3 – 10 m
2
10 – 20 m
1
> 20 m
0
Separación (apertura)
Indice
Ninguno
6
< 0.1 mm
5
0.1 – 1.0 mm
4
1 – 5 mm
1
> 5 mm
0
Rugosidad
Indice
Muy rugoso
6
Rugoso
5
Ligeramente rugoso
3
Liso
1
Espejo de falla
0
Relleno (gouge)
Indice
Ninguno
6
Relleno duro <5 mm
4
Relleno duro >5 mm
2
Relleno suave <5 mm
2
Relleno suave >5 mm
0
Alteración
Indice
Inalterado
6
Ligeramente alterado
5
Moderad. Alterado
3
Altamente alterado
1
Descompuesto
0

E. EFECTO DEL RUMBO Y BUZAMIENTO DE LAS DISCONTINUIDADES EN LA EJECUCION DE TUNELES
Rumbo perpendicular al eje del túnel Rumbo paralelo al eje del túnel Orientación independiente del rumbo
Avance con el buzamiento Avance
contra el
buzamiento
Dip 45°-90° Dip 20°-45° Dip 45°-90° Dip 20°-45° Dip 45°-90° Dip 20°-45° Dip 0°-20°
Muy favorable Favorable Regular Desfavorable Muy desfavorable Regular Regular
REGLAS PARA LA EXCAVACION Y SOSTENIMIENTO DE TUNELES DE 10 m. DE ANCHO BAJO EL SISTEMA R.M.R.
Tipo de masa rocosa Excavación Pernos de Roca Concreto Lanzado Steel sets
I.Roca muy buena
R.M.R.: 81 - 100
Todo el frente
3m. De avance
Generalmente no requiere sostenimiento excepto empernado esporádico
II. Roca buena
R.M.R.: 61 – 80
Todo el frente 1-1.5 m de avance.
Completo sostenimiento 20 m
detrás del frente
Locales. Pernos de 3m de longitud. Con
espaciamiento de 2.5 m y malla soldada
ocasional
50 mm en el techo y donde se requiera Ninguno
III. Roca Regular
R.M.R.: 41 - 60
Corte piloto y banqueo con 1.5 a 3
m de avance en el corte piloto. El
sostenimiento se instala después
de cada voladura. Completo
sostenimiento de los 10 m hasta el
frente.
Pernos sistemáticos de 4 m de longitud,
espaciados 1.5-2 m en el techo y las
paredes con malla soldada en el techo.
50-100 mm en el techo y 30 mm en los
lados
Ninguno
IV. Roca Pobre
R.M.R.: 21 - 40
Corte piloto y banqueo. 1.0 a 1.5
m de avance en el corte piloto. El
sostenimiento debe instalarse
juntamente con la ejecución de la
excavación
Pernos sistemáticos de 4-5 m de longitud,
espaciados 1-1.5 m en el techo y las
paredes con malla soldada.
100-150 mm en el techo y 100 mm en
los lados
Aceros ligeros a
medios
espaciados 1.5 m
colocados donde
se requiera.
V. Roca muy pobre
R.M.R.: < 20
Multiples cortes. 0.5 – 1.5 m de
avance en el corte piloto. El
sostenimiento se instala
juntamente con la ejecución de la
excavación. El concreto lanzado
se debe colocar tan pronto como
sea posible
Pernos sistemáticos espaciados 1-1.5 m
en el techo y las paredes con malla
soldada
150-200 mm en el techo, 150 mm en
los lados y 50 mm en el frente
Acero medio a
duro espaciados
a 0.75 m con
aceros termo
aislados y
anticorrosivos.

INDICE DE CALIDAD TUNELERA DE LA ROCA, Q
Creado por Barton, Lien y Lunde. Sirve para determinar la
calidad del macizo en túneles. Esta basado en la siguiente
expresión:
Donde:
RQD= Indice según la valuación de Deere.
Jn = Indice según el número de sistemas de
fracturas.
Jr = Indice según la rugosidad de la superficie de
las fracturas.
Ja = Indice según la alteración en la superficie de las
fracturas o su relleno.
Jw = Coeficiente reductor por presencia de agua.
SRF = (Stress reduction factor) coeficiente dependiente
del estado tensional del macizo rocoso.
SRF
Jw
Ja
Jr
Jn
RQD
Q ×
×
=

Asociados éstos parámetros en grupo, obtenemos
que:
Representa el tamaño del bloque.
Representa la resistencia al corte entre
bloques
Representa la influencia del estado
tensional
=
SRF
Jw
=
Ja
Jr
=
Jn
RQD

CLASIFICACION DE LAS MASAS ROCOSAS PARA ESTIMAR EL ESFUERZO
EN EXCAVACIONES SUBTERRANEAS
DESCRIPCION VALOR NOTAS
1. Indice de Calidad de Roca
A. Muy Mala
B. Mala
C. Regular
D. Buena
E. Excelente
RQD
0-25
25-50
50-75
75-90
90-100
1. Estimar el RQD con 5% de aprox.
2. Si RQD <= que 10, emplear un
valor nominal de 10.
2. NÚMERO DE SISTEMAS DE FISURAS
A. Masivos, sin o con pocas fisuras
B. Un sistema de diaclasas.
C. Un sistema principal más uno
secundario
D. Dos sistemas de diaclasas
E. Dos sistemas principales mas uno
secundario
F. Tres sistemas de diaclasas.
G. Tres sistemas principales más uno
secundario.
H. Cuatro sistemas de diaclasas
(roca muy fracturada)
I. Roca Triturada (terrosa).
Jn
0.5-1.0
2
3
4
6
9
12
15
20
1. Para intersecciones de túneles
utilizar (3 X Jn).
2. Para portales utilizar (2 X Jn).
3. NUMERO DE LA RUGOSIDAD DE LAS
FISURAS
A) Contacto entre las superficies
de las discontinuidades con
desplazamientos cizalla
inferiores a los 18 Cm.
A) Diaclasas discontinuas
B) Rugosas o irregulares,
corrugadas.
C) Suaves, corrugación suave.
D) Lustrosas o superficie de fricción
ondulado.
E) Rugosas o irregulares pero
planas.
F) Lisas y planares
G) Lustrosas y planares
B) Sin contacto de roca después
de un cizalleo de 10 Cm.
Jr
4
3
2
1.5
1.5
1.0
0.5
1. Añadir 1.0 si el espaciamiento medio
de dos sistemas de diaclasas es mayor
de 3 m.
2. Jr. = 0.5 se puede usar para fisuras de
fricción planas y que tengan
alienaciones con la condición de que
estas estén orientadas para resistencia
mínima.

H. Zona conteniendo arcilla en
cantidad suficiente como para
impedir el contacto entre las
superficies que limitan las
discontinuidad.
J. Zona de material arenoso en
cantidad suficiente como para
impedir el contacto entre las
superficies que limitan la
discontinuidad.
1
1
1. NÚMERO DE ALTERACION DE LAS
JUNTAS
A) Contacto en las paredes de la
roca.
A. Rellenas con material compacto,
impermeable, duro e
inablandable.
B. Superficies inalteradas, ligeras
manchas de oxidación.
C. Superficie ligeramente alteradas,
cubiertas con material granular
no arcilloso producto de la
trituración de la roca.
D. Capas superficiales de material
linoso o arcilloso-arenoso con una
pequeña fracción cohesiva.
E. Capas superficiales de arcilla
(caolinita, mica, clorita, etc.)
Pequeñas cantidades de arcilla
expansiva en capas de 1-2 mm de
espesor.
B) Contacto en las paredes
antes de un cizalleo de 10
cm.
F. Relleno granular no cohesivo.
Roca desintegrada libre de
particulas arcillosas.
G. Rellenos de minerales arcillosos
muy consolidados e
inablandables, contínuos con
espesores de hasta 5 mm.
H. Relleno contínuo de hasta 5 mm
de espesor de material arcilloso
con grande medio o bajo de
consolidación.
Ja
0.75
1.0
(25-35)
2.0
(25-38)
3.0
(20-25)
4.0
(8-16)
4.0
(25-30)
6.0
(16-24)
8.0
(8-16)
1. Los valores de Ør son aprox.
2. Los valores de Ør, en paréntesis, el
ángulo de fricción residual, se
indican como guía aproximada de
las propiedades mineralógicas de
los productos de alteración si es
que están presentes.

I. Relleno contínuo de arcillas
expansivas (montrorillonita) de
hasta 5 mm de espesor. El valor de
Ja dpenderá del procentaje de
expansión del tamaño de partículas
arcillosas la accesibilidad de agua
etc.
A) Sin contacto de las paredes
después del cizacelleo.
J,K,L.-Zonas y capas de arcilla de
gradas o trituradas (ver G,H,I
para condiciones de arcilla).
M. Zonas de arcilla linosa o arenosa
pequeñas fracciones de arcilla.
N,O,P. Zona o capas gruesas de racilla
G,H,I para las condiciones de arcilla.
8.0-12.0
(6 -12)
6.0, 8.0
8.0-12.0
(6 -24)
5.0
10.0-13.0
13.0-20.0
(6 -24)
FACTOR DE REDUCCION POR AGUA EN LAS
DIACLASAS.
A. Secas o flujos bajos (< = 5 1t/min).
B. Flujos o presiones medias que
ocasiona erosión del material de
relleno.
C. Flujos o presiones altas en roca
competente sin relleno.
D. Flujos o presiones altas con erosión
considerable del material de relleno.
E. Flujos o presiones excepcionalmente
altas luego del disparo,
disminuyendo con el tiempo.
F. Flujos o presiones excepcionalmente
altas sin que ocurra disminución
con el tiempo.
Jw
1.0
0.66
0.50
0.33
0.2 –0.1
0.1 –0.05
Pres. Aprox. Del
agua (Kgf / cm2)
1.0
1.0- 2.5
1.5 – 10.0
10
10
1. Los factores de C a F
son estimaciones -
aproximadas.
Aumenta Jw al
instalar drenes.
2. Los problemas
especiales causados
por presencia del
hielo no se toman en
consideración.
FACTOR DE REDUCCION DE ESFUERSOS
a) Zonas de debilidad que
interceptan la excavación y que
pueden ser la causa de que el
macizo se desestabilice cuando se
construye el túnel.
SRF

10
5.0
2.5
7.5
5.0
2.5
5.0
1. Redúzcanse estos valores SRF de 25
50% si las zonas de fracturan solo
interceptan pero no cruzan la
excavación.
2. Para un campo virgen de esfuerzos
fuertemente anisotrópico (si se mide).
Cuando 5 (= G1/G3 (= 10. Redúzcase
Gc y Gt a 0.6Gc, y 0.6Gt, donde Gc =
fuerza comprensiva no cofinada, Gt =
Fuerza de tensión y G1 y G3 son las
fuerzas mayores y menores principales.
3. Hay pocos casos reportados donde el
techo debajo de la superficie sea menor
que el ancho del claro. Se sugiere que el
SRF sea aumentado de 2.5 a 5 para
estos casos (ver H).
Gc Gt/G1 SRF
A. Muchas zonas débiles con arcilla o
roca con evidencias de
desintegración química. Roca
circundante muy suelta. Cualquier
profundidad.
B. Zona débil aislada con arcilla o roca
desintegrada. Profundidad <= de 50
m.
C. Zona débil aislada con arcilla o roca
desintegrada. Profundidad >= de 50
m.
D. Muchas zonas de falla en roca
competente. Roca circundante
suelta. Cualquier profundidad, sin
arcilla.
E. Zonas de fracturas aisladas en roca
competente. Sin arcilla.
Profundidad < 50 m.
F. Zonas de fracturas aisladas en roca
competente. Sin arcilla.
Profundidad > 50 m.
G. Diaclasas abiertas y sueltas. Roca
intensamente fracturada. Cualquier
profundidad.
b) Roca competente, problemas de
esfuerzos.
H. Esfuerzo bajo, cerca de la
superficie.
I. Esfuerzos medianos.
J. Esfuerzos grandes, estructura muy
cerrada (generalmente favorable
para estabilidad, puede ser
desfavorable para la estabilidad de
las cajas.
K. Estatillados de roca moderados en
roca competente.
L. Estadillo intenso de roca masiva.
c) Roca compensiva, flujo plástico
de roca incompetente bajo la
influencia de presiones altas de la
roca.
M. Presión moderada de roca con
tendencia extrusiva.
>200
200-10
10-5
5-2.5
< 2.5
>13
13-0.66
0.66-0.33
0.33-0.16
< 0.16
2.5
1.0
0.5-2.0
5-10
10-20
5-10

A. Presión altas de roca con tendencia
extrusiva.
d. Roca expansiva, acción química
expansiva dependiendo de la
presencia de agua.
B. Presión moderada de roca con
tendencia extrusiva.
C. Presión alta de roca con tendencia
extrusiva.
10-20
5-10
10-20
NOTAS COMPLEMENTARIAS PARA EL USO DE ESTAS TABLAS
1. Cuando no se dispone de núcleos de perforación se podrá estimar el RQD por la cantidad de
diaclasas por unidad de volúmen, en la que la cantidad de juntas por metro de cada sistema se
suman, una simple relaciónn podrá usarse para convertir esta cantidad en RQD para una roca sin
arcilla.
RQD = 115 – 3.3 Jv
Donde : Jv = cantidad total de fisuras por m3.
RQD = 100
Para : Jv (4.5.)
2. El parámetro Jn que representa la cantidad de sistemas de fisuras estará afectado muchas veces por
foliación, esquistosidad, crucero pizarroso o estratificación etc. Cuando están muy evidentes estas
“fisuras” paralelas bererán evidentemente considerarse como sistemas completos de fisuras. Sin
embargo, si hay pocas fisuras visibles, o si no hay más que interrupciones ocasionales, será más
correcto contarlos como “fisuras aisladas” cuando se evalua Jn.
3. Los parámetros Jr. y Ja (que representan el esfuerzo cortante) deben referirse al sistema de fisuras
o a la discontinuidad con relleno de arcilla más débiles de la zona que se examina. Sin embargo,
cuando un sistema de fisuras o a la discontinuidad con la valuación mínima (Jr/ Ja) se usará al
evaluar Q. De hecho, el valor de Jr/ Ja relaciona a la superficie en forma tan comprometedora que
pueda llevar al novato al fracaso.
4. Cuando un macizo contiene arcilla, se aplicará el factor SRF para la roca que se puede solatar. En
estos casos la resistencia de la roca inalterada es de poco interés. Sin embargo, cuando las fisuras
son pocas no hay arcilla, la resistencia de la roca inalterada puede ser el eslabón más bébil y la
estabilidad dependerá de la relación esfuerzo/resistencia de la roca. Un campo de esfuerzos
fuertemente anisotrópico es desfavorable para la establidad y se toma en cuenta esto en forma
aproximada en la nota 2 de la tabla para valuar el factor de reducción de esfuerzos.
5. La resistencia a la compresión y a la tensión (Gc y Gt) de la roca inalterada deberá evaluarse en
unambiente saturado si así corresponde a las condiciones in situ presentes o futuras. Se hará una
estimación muy conservadora de la resistencia para aquellas rocas que se alteran cuando se
exponen a la humedad o a un ambiente saturado.

INDICE DE RESISTENCIA GEOLOGICA (GSI)
Hoek & Marinos (2000)
El sistema de clasificación GSI grandemente
respeta las restricciones geológicas que ocurren
en la naturaleza y están reflejadas en la
información geológica. Un debate relaciona los
rangos del índice de resistencia geológica
(Strength Geological Index) para macizos
rocosos típicos, enfatizando para macizos
rocosos heterogéneos.

IN T E N S A M E N T E F R A C TU R A D A .
M U Y F R A C TU R A D A .
M O D E R A D A M E N T E FR A C TU R A D A .
M IN A A T A C O C H A
S E G U N IN D IC E G S I M O D IFIC A D O .
S O S T E N IM IE N T O D E
C O N D IC IO N S U P E R . D E F R A C .
E S T R U C TU R A
A B E R T U R A S D E M A S D E 12 M T.
A B E R T U R A S D E 8 A 12 M T.
A B E R T U R A S M E N O R E S D E 3 M T.
A re a de G eo m e cá nica

CALCULO DE PARAMETROS DE DISEÑO
DE EXCAVACIONES
Toda excavación antes de ser realizada
debe de diseñarse y determinar el grado
debe estabilidad y tipo de soporte que
requiere. A continuación se dan algunas
formulas empíricas para determinar en
forma rápida el tamaño máximo de soporte
que soportaría la excavación.

RELACION ENTRE LA DIMENSION EQUIVALENTE MAXIMA
De DE UNA EXCAVACION SUBTERRANEA SIN ADEME Y
EL INDICE Q
Para poder relacionar el índice de Calidad “Q” con el
comportamiento de una excavación subterránea y con la
necesidad de ademe de la mina, Barton, Lien y Lunde
inventaron un elemento cuantitativo que llamarón “La
dimensión equivalente De” de la excavación. Esta
dimención se obtiene:
Donde: ESR = Relación de Soporte de la
Excavación
La relación de soporte de la excavación ESR tiene que ver
con el uso que se pretende dar a la excavación y hasta
dónde se le puede permitir cierto grado de inestabilidad.
ESR
excavación
la
de
soporte
de
relacion
(m)
altura
o
diámetro
,
excavación
la
de
Ancho
De =

TIEMPO DE AUTOSOPORTE
Tiempo de autosoporte es el tiempo en el
cual la excavación se mantiene estable (no
se aprecian deformaciones del macizo
rocoso). Depende de la calidad del macizo
rocoso y la abertura de excavación. Este se
calcula aplicando la Tabla de Tiempos de
Autosoporte Vs Abertura, propuesta por
Bieniawski. Para su aplicación se necesita
conocer el Indice “Q” o “RMR” y la abertura
de la labor.

Tiempo de Auto-Sostenimiento, horas
VALORACION
DEL M
ACIZO
ROCOSO
1día
SPAN
DEL
TECHO,
m
6
1
10-1
3
5
20
2
4
100
101
20
8
10
15
30
20
COLAPSO
INMEDIATO
40
10 años
10
VALORACION DEL MACIZO ROCOSO
2
10
40
SOSTENIMIENTO
4
3
10
NO SE REQUIERE
60
1 mes
60
1 sem. 1 año
80
5
10
80
TIEMPO DE AUTOSOSTENIMIENTO
EJEMPLO: PARA 6 M DE ABERTURA, EN ROCA DE RMR = 60 TIEMPO DE AUTOSOST.
= 2000 HRS (2.7 MESES)

METODOS NUMERICOS
Los modelos numéricos son
programas computacionales que
intentan representar la respuesta
mecánica de un sistema a un
conjunto de condiciones externas
(e.g. esfuerzos in-situ, niveles
freáticos, condiciones de borde,
etc).
PORQUE USAR MODELOS
PORQUE USAR MODELOS
NUMERICOS EN LA SOLUCION
NUMERICOS EN LA SOLUCION
DE PROBLEMAS
DE PROBLEMAS
GEOMECANICOS
GEOMECANICOS
• No se dispone de otros métodos
(e.g. analíticos, equilibrio límites) o
los disponibles tienden a simplificar
demasiado el problema, llevando a
soluciones demasiado
conservadoras.
• Los métodos empíricos no pueden
ser extrapolados.
• Permiten explicar el
comportamiento físico observado
(e.g. colapso).
• Se puede evaluar múltiples
posibilidades (hipótesis, opciones
de diseño)

Criterios de Modelamiento Num
Criterios de Modelamiento Numé
érico Continuo (expl
rico Continuo (explí
ícito,
cito,
impl
implí
ícito) y Discontinuo
cito) y Discontinuo
Existen dos formas de modelamiento
numérico de los macizos rocosos,
ambas reconocen estructuras
geológicas como discontinuidades
debidas a diaclasas, fallas y/o planos
de estratificación.
Los modelos continuos son de dos
tipos: Diferenciales y borde o de
contorno.
La mayor diferencia entre los
métodos diferenciales y los de borde
es la forma que requieren la
discretización del dominio del
problema.
La forma continua trata al macizo
rocoso como un medio continuo
intersectado por un número de
discontinuidades. Mientras el punto
de vista discontinuo trata al macizo
rocoso como un ensamble de
bloques o partículas independientes
entre sí.
Métodos diferenciales
Métodos de contorno

Criterios de Modelamiento Num
Criterios de Modelamiento Numé
érico Continuo (expl
rico Continuo (explí
ícito,
cito,
impl
implí
ícito) y Discontinuo
cito) y Discontinuo
Los modelos discontinuos
se caracterizan por
procesos numéricos que
involucran las ecuaciones
de movimiento de
partículas o bloques, más
bien que el del medio
continuo (Cundall, 1976).

CRITERIOS DE SELECCI
CRITERIOS DE SELECCIÓ
ÓN DEL METODO NUMERICO A EMPLEAR
N DEL METODO NUMERICO A EMPLEAR

Los software mas aplicados para
determinar el soporte de excavaciones
mineras son:
- Flac2D
- Phases5
- Unwedge

FLAC2D
FLAC2D
Cable elementos Uso: Pernos, cables de Sostenimiento
Cable elementos Uso: Pernos, cables de Sostenimiento

Es posible modelar split set, swellex, pernos helicoidales y concreto lanzado.
Se requiere:
¾ Tipo de soporte.
¾ Características mecánicas del soporte.
¾ Características geométricas del soporte.
¾ Esfuerzos de la excavación
Phases5
Phases5

Udwedge
Udwedge
Es posible modelar split set, swellex, pernos helicoidales, cabeza
expansiva, cable bolt y concreto lanzado.
Se requiere:
¾ Tipo de soporte.
¾ Características mecánicas del soporte.
¾ Características geométricas del soporte.
¾ Esfuerzos de la excavación

M U C H A S G R A C I A S
Ing. Jorge Ramírez S
Joalrase@hotmail.com

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