DIPLOMADO EN GEOMECÁNICA SUBTERRÁNEA Y SUPERFICIAL INFORME TÉCNICO DE SUSTENTACIÓN DE CURSO VIRTUAL OFFLINE (ITSCVO) CURSO MAPEO GEOMECÁNICO MAPEO GEOMECÁNICO DEL TUNEL DE ACCESO PRINCIPAL C.G.I – TUNEL NORTE Nv. 250 ALUMNO: OCTAVIO DE JESUS VIDAL BOCARRUIDO DOCENTE: ING. GUILLERMO RODRIGUEZ CAYLLAHUA PRONVINCIABUENOS AIRES - ARGENTINA, 04/2020 RESUMEN EJECUTIVO Este informe presenta las características de diseño y desarrollo en un túnel de acceso principal en el que se realizó una seria de medidas en campo, para evaluar las condiciones geomecánicas. Los datos de campo fueron recolectados por el personal técnico del C.G.I y suministrado para su posterior análisis e interpretación. El análisis e interpretación consistió en descargar todos los datos en los software Dips y Unwedge, correlacionar valores y resultado en ábacos geotécnicos, realizar cálculos de los métodos e índices de clasificación R.M.R, Q Barton y G.S.I, estimar orientaciones de esfuerzos principales, graficar los resultados de curvas para hacer estimaciones de sostenimiento y obtener valores del factor de seguridad dentro de los rangos enmarcados en las normativas internacionales. Palabras claves: discontinuidades estructurales, mapeo geomecánico, análisis cinemática, cuñas, resistencia de roca intacta, esfuerzos, labores subterráneas, estabilidad de túneles y sostenimiento. 2 INDICE RESUMEN EJECUTIVO .................................................................................... 2 1. INTRODUCCION ......................................................................................... 6 2. METODOLOGÍA DE ESTUDIOS ................................................................. 7 2.1 PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA .......................................................... 7 2.2 OBJETIVOS ................................................................................................. 7 2.2.1 OBJETIVO GENERAL ........................................................................... 7 2.2.2 OBJETIVO ESPECIFICO ...................................................................... 7 2.3 ALCANCES .................................................................................................. 8 2.4 UBICACIÓN DEL PROYECTO .................................................................... 8 2.5. ASPECTOS GEOLOGICOS ....................................................................... 8 3. MARCO TEÓRICO ........................................................................................ 9 4. INVESTIGACIONES BÁSICAS .................................................................... 17 5. METODOLOGIA DE ANÁLISIS ................................................................... 34 6. RESULTADOS ............................................................................................. 42 7. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES ............................................... 43 BIBLIOGRAFÍA ................................................................................................ 44 ANEXOS 1 ....................................................................................................... 45 ANEXOS 2 ....................................................................................................... 47 ANEXOS 1 ....................................................................................................... 51 INDICE DE FIGURAS Figura 1. Relación entre estereograma de discontinuidades…………………………………………………………………..….12 Figura 2. Dibujo de túnel Nv. 250 del acceso principal.………………………….16 Figura 3. Imágenes con el software Dips 5.0 (A,B, C y D)………………………19 Figura 4. Modelo geológico.………………………………………………………...20 Figura 5. Abacos para la clasificación del macizo rocoso.………………………21 Figura 6. Análisis cinemático de cuña (caída por gravedad)……………………29 Figura 7. Proyección estereográfica……………………………………………….31 3 Figura 8. Modelo geológico estructural…………………………………………….32 Figura 9. Orientación de las discontinuidades…………………………………….34 Figura 10. Vista en 3D en Unwedge mostrando las diferentes cuñas………….35 Figura 11. Sección del túnel norte Nv. 250 con el diseño de sostenimiento de pernos…………………………………………………………………………………40 INDICE DE TABLAS Tabla 1. Datum de las discontinuidades en el túnel Nv. 250……………….…...18 Tabla 2. Registro de discontinuidades en set.………...……………..….………..18 Tabla 3. Datos geomecánicos……………………………………………………...20 Tabla 4. Resultado del mapeo de celda geomecánico R.M.R…………………..22 Tabla 5. Resultado del mapeo de celda geomecánico Q Barton……………….23 Tabla 6. Gráfico de los valores relacionados al G.S.I……………………………24 Tabla 7. Calculo del G.S.I…………………………………………………………...25 Tabla 8. Factor de reducción por contenido de agua en fracturas……………..27 Tabla 9. Factor de reducción por tensión………………………………………….27 Tabla 10. Resultado de la dimensión equivalente D.e…………………………...28 Tabla 11. Resultado de la estimación del módulo de deformación.…………....28 Tabla 12. Factor de reducción por contenido de agua en fracturas……………29 Tabla 13. Datum de las discontinuidades…………………………………………30 Tabla 14. Método vectorial con los valores de sigma 1, 2 y 3…………………..30 Tabla 15. Valores de los esfuerzos principales (sigmas)………………………..31 Tabla 16. Valores de las estrías (indicadores cinemáticos)……………………..31 Tabla 17. Estimación de sostenimiento a partir del R.M.R………………………36 Tabla 18. Categoría de estimación de sostenimiento por medio de valores de ESR, RMR y Q Barton……………………………………………………………….37 Tabla 19. Diagrama para diseño empírico de soportes en túneles…………….38 Tabla 20. Estimación de sostenimientos por medio del G.S.I…………………..39 4 1. INTRODUCCION En los avances de desarrollo de las labores subterráneas es necesario realizar evaluaciones geomecánicas constantemente debido a los siguientes factores; dinámica del modelo geotécnico, heterogeneidad de las unidades litológicas y por los estudios de factores mínimo de seguridad. Por tal motivo se realizó un mapeo de celda en el túnel Nv. 250 implementando métodos e índices de clasificación los cuales fueron analizados e interpretados generando resultados de la calidad del macizo rocoso, de las orientaciones y comportamiento de los esfuerzos y discontinuidades respectivamente. Estos resultados se utilizaron para el cálculo de la estabilidad y sostenimiento del túnel. 5 2. METODOLOGÍA DE ESTUDIOS Para el desarrollo del túnel de acceso principal en el yacimiento “Las Cristinas” solicitaron la evaluación geomecánica en el túnel Nv. 250 con el objetivo de obtener resultados geotécnicos cualitativos y cuantitativos que justifiquen el diseño de la estabilidad y sostenimiento del túnel. Para ello el personal técnico del C.G.I realizo en campo una serie de toma de datos sistemáticos en dicho túnel, los cuales son plasmados en este informa junto a los resultados obtenidos. 2.1 PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA Indicar las condiciones mínimas de estabilidad y sostenimiento requeridos para continuar con el desarrollo de las labores subterráneas. 2.2 OBJETIVOS 2.2.1 OBJETIVO GENERAL Entender y plasmar la geología estructural y geotécnica en el túnel Nv. 250. Definir la estabilidad y sostenimiento en la estación E1 del túnel Nv. 250. 2.2.2 OBJETIVO ESPECIFICO Realizar clasificación geomecánica con los métodos R.M.R, Q Barton y G.S.I. Identificar y plasmar aspectos estructurales a través de los resultados obtenidos en el mapeo de celda (datum de las discontinuidades) con el software Dips. Efectuar cálculos de las esfuerzos in situ, estimación de las orientaciones y análisis cinemáticas de cuñas para labores subterráneas. Determinar el diseño de los sostenimientos a través de los resultados obtenidos de las clasificaciones geomecánicas implementadas. 6 Con el software Unwedge obtener los resultados para la estabilidad de las labores subterráneas en el túnel Nv. 250. 2.3 ALCANCES Generar información científica importante que pueda ser de utilidad para la continuidad de las labores subterráneas de una forma segura y eficiente. 2.4 UBICACIÓN DEL PROYECTO El túnel norte Nv. 250 se encuentra en el yacimiento Las Cristinas en el distrito minero El Callao – al sur de Venezuela. 2.5. ASPECTOS GEOLOGICOS El yacimiento Las Cristinas se encuentra dentro del escudo de Guayana de edad Precámbrica, en la provincia geológica Pastora. El acceso principal está comprendido en las unidades litológicas Pizarras y Lutitas que poseen un rumbo promedio de NW – SE con un buzamiento de 10° a 20° SW. Estas unidades forman parte de la formación Caballape. 7 3. MARCO TEÓRICO Roca intacta: roca sin fracturas continuas. Discontinuidades: Son fracturas a lo largo de las cuales no se ha producido un desplazamiento aparente. Se generan principalmente por esfuerzos tensionales, de cizalla, en respuesta a movimientos mayores de la corteza y también debido a la liberación de carga por erosión o por extracción de material. Son clasificadas de tres formas (grado de separación, tamaño y génesis). Las diaclasas son un tipo de fracturas formadas como consecuencia de deformación frágil de la roca.1 Tipos de clasificación de las diaclasas. 1 Por su grado de separación: Latentes: no son observables a simple vista. Cerradas: las paredes están en íntimo contacto Abiertas: hay un cierto grado de separación. Por su tamaño: Interformacionales: pequeñas, dentro de una capa o formación. Intersectantes: grandes, cortan a varias capas. Por su génesis: Hidráulicas: cuando se forman por alta presión de fluidos. Por descompresión: requieren de la existencia de estructuras preexistentes. Tectónicas: por existencia de cizalla o de tensión. Son fracturas de cizalla incipiente. Durante un movimiento tectónico se pueden abrir pequeñas fracturas, que se rellenan con calcita, yeso o cuarzo. Mapeo geomecánico R.M.R: es la clasificación geomecánica de Bieniawski es un sistema de clasificación geomecánica presentado por el Ing. Bieniawskien 1973 y modificado sucesivamente en 1976,1979,1984 y 1989. Permite hacer una clasificación de un macizo rocoso 'in situ'. Se utiliza usualmente en la 8 construcción de túneles, de taludes y de cimentaciones. Consta de un índice de calidad RMR (Rock Mass Rating), independiente de la estructura, y de un factor de corrección. Los parámetros geomecánicos que influyen en el índice RMR son: Resistencia de la roca matriz: Se mide a partir del ensayo de rotura a compresión simple de testigos de rocas o a partir del ensayo de carga puntual. RQD: Valora el grado de fracturación del macizo según el universalmente conocido RQD. Separación entre diaclasas: Es el espaciamiento entre discontinuidades. Estado de las diaclasas: Permite puntuar el estado de las diaclasas a través de persistencia o longitud de las discontinuidades, abertura, rugosidad, presencia de relleno y alteración de las juntas. Presencia de agua freática: Mide las filtraciones de agua en el macizo, el flujo de agua y la humedad presente en las discontinuidades.2 Índice de resistencia geológica G.S.I: Es un sistema de caracterización de las propiedades geomecánicas de los macizos rocosos, a través de la fácil identificación por evaluación visual de las propiedades geológicas en el campo. Mapeo Q. Barton: es una de las clasificaciones geomecánicas más utilizadas en los macizos rocosos junto con la Clasificación RMR de Bieniawski. Ambas son muy utilizadas, no obstante, el RMR normalmente se emplea más como índice geomecánico para la evaluación de las propiedades de los macizos rocosos mientras que el índice Q se emplea mayoritariamente en la evaluación delsostenimientodetúnelesmediantebulones, cerchas, hormigón proyectado, etc. 1 https://slideplayer.es/slide/3274210/, 2http://geotecniafacil.com/clasificacion-geomecanica-rmr-bieniawski-1989/ 3 http://geotecniafacil.com/gsi-indice-resistencia-geologica/ 9 Laclasificación Qfue desarrollada en 1974 por Barton, Lunde y Lien a partir de la información de numerosos túneles. Posteriormente ha sido revisada en varias ocasiones. La clasificación Q Barton, 2000, permite estimar parámetros geotécnicos del macizo rocoso y lo que es más importante diseñarsostenimientos para túnelesy otras excavaciones subterráneas. Elíndice Qvaría entre 0,001 y 1000 clasificándose el macizo rocoso como: 0,00 y 0,01: Roca excepcionalmente mala 0,01 y 0,1: Roca extremadamente mala 0,1 y 1: Roca muy mala 1 y 4: Roca mala 4 y 10: Roca media 10 y 40: Roca buena 40 y 100: Roca muy buena 100 y 400: Roca extremadamente buena 400 y 1.000: Roca excepcionalmente buena Se calcula mediante 6 parámetros geotécnicos según la siguiente expresión: Q = (RQD/Jn) x (Jr/Ja)·x (Jw/SRF) Los tres términos de la expresión de la Q de Barton representan lo siguiente: (RQD/Jn): Tamaño de los bloques (Jr/Ja): Resistencia al corte entre los bloques (Jw/SRF): Influencia del estado tensional. 4 4 http://geotecniafacil.com/clasificacion-geomecanica-indice-q-barton/ 10 Mapeo geológico: se utiliza para conocer en detalle la geología de la mina (mapeo geológico rutinario y mapeo geológico de sondaje). Los parámetros que se mapean son los tipos de rocas, contactos litológicos, discontinuidades mayores, alteraciones, mineralización, foliación, esquistosidad, etc.. Mapeo de discontinuidades mayores: fallas mayores, diques, contactos, planos de estratificación, espesores de salbanda, zonas fracturadas. Se implementa para la detección de posibles mecanismos de inestabilidad, análisis de estabilidad global y apoyo al diseño. Mapeo de grietas: los parámetros que se mapean son tipo de estructuras, datum de las discontinuidades, apertura, largo, profundidad, persistencia, grietas asociadas a fallas mayores, evidencia de deformaciones del afloramiento. Mapeo de celda y lineal de detalle: métodos R.M.R, Q. Barton y G.S.I para poder caracterizar y cuantificar estadísticamente las discontinuidades del macizo rocoso. Se mapea las discontinuidades mayores, menores y sus características. Se utiliza para análisis probabilístico, análisis estructural, ajuste a los parámetros de diseño, orientación de cámaras y/o taludes. Mapeo geotécnico de sondaje: su objetivo es para construir modelo geotécnico de la mina. Los parámetros que se mapean son R.Q.D, % de recuperación, fracturamiento, ff/m, prueba de permeabilidad, prueba de porosidad, ensayos Lugeon. Se realiza una zonificación por R.Q.D obtenido a partir de análisis geoestadístico. Mapeo para la voladura: se utiliza para estimar variables que influyan directamente en los resultados de la tronadura. Los parámetros que se mapean son tipo de roca, fallas, dureza, grado de fracturamiento, orientación de los sistemas.5 5 Información tomada del centro geotécnico internacional. 11 Zonificación de riesgo por el tipo de movimiento: En la industria minera se requiere manejar los taludes en roca para controlar los riesgos inherentes a los deslizamientos masivos de los macizos rocosos y los caídos de bloques de roca. El control de caídos y deslizamientos de roca está destinado a disminuir los niveles de riesgo. Una masa de roca fracturada es altamente anisotrópica con respecto a su resistencia al corte. Una combinación progresiva de grupos de juntas es un problema complejo por la dificultad que existe para definir una superficie de falla, que puede vincular varios grupos diferentes de discontinuidades. Los movimientos planar, en cuña e inclinación o volteo dependen de la interacción de la orientación de las discontinuidades, la orientación de la fachada y de la resistencia al cortante de las discontinuidades. La geometría de los grupos de discontinuidades generalmente controla el comportamiento del talud. Figura 01. Relación entre estereograma de discontinuidades y tipo de movimiento (planar, cuña y toppling). Falla: es una fractura en el terreno a lo largo de la cual hubo movimiento de uno de los lados respecto del otro. Las fallas se forman por esfuerzos tectónicos o gravitatorios actuantes en la corteza. La zona de ruptura tiene una zona bien definida denominada plano de falla. El concepto de fallas se deriva normalmente del trabajo clave y pionero de Anderson (1905) en la cual hace una clasificación dinámica de los planos de rotura basado en el 12 posicionamiento de los tres vectores principales de esfuerzos. Estos vectores (sigma 1, 2 y 3) son ortogonales entre si y cumpliendo el requisito general de sigma 1> sigma 2> sigma 3. Falla normal: es una superficie inclinada a lo largo de la cual una masa de roca se ha desplazado hacia abajo. Es el resultado de tensiones en la corteza terrestre y existe un aumento de área en las rocas envueltas en el movimiento. Son comunes en la cresta de los anticlinales producto del reacomodo. Falla inversa: es una superficie inclinada a lo largo de la cual una masa de roca se ha desplazado hacia arriba, sobrepasando los estratos vecinos. Es el resultado de fuerzas de compresión en la corteza terrestre y existe una disminución de área en las rocas envueltas en el movimiento. Falla transcurrente: estas fallas son verticales y el movimiento de los bloques es horizontal, son típicas de límites transformantes de placas tectónicas. Dependiendo del movimiento relativo de un bloque con respecto al otro, pueden ser de dos tipos. Dextral: donde el movimiento relativo de los bloques es hacia la derecha. Sinestral: donde el movimiento es opuesto al anterior. Tipo de análisis para el cálculo de las direcciones principales de esfuerzos en sistemas de fallas conjugadas: Análisis vectorial Análisis por proyección estereográfica o Modelo de deslizamiento Reches. o Modelo de los diedros rectos. o Modelo de Anderson. Dependiendo de las posiciones de estos vectores se define los tres tipos de fallas principales; normal (sigma 1 vertical, sigma 2 y 3 horizontal), transcurrente (sigma 2 vertical, sigma 1 y 3 horizontal) e inversa (sigma 3 vertical, sigma 1 y 2 horizontales). 13 Indicadores cinemáticos: riedels (R), antirieldels (R”), escalones congruentes, fibras de crecimiento, estrías, espejos de fallas, roca muy meteorizada por trituración en la zona de falla, roca triturada (brechas) en la banda de deformación, pliegues de arrastre, etc… Existen tres sets de fracturas que pueden desarrollarse en una zona de falla. Estas son las denominadas fracturas de Rieldes (R) 1 y 2, las fracturas Y y las fracturas P (fracturas PYR). Los planos sintéticos R1 se forman a un ángulo agudo (~ 15°) con la envolvente general de la zona de falla. Su arreglo geométrico es en Echelon (escalón), es decir, paralelas pero desfasadas entre ellas dentro de la zona de falla. Las fracturas antitéticas R2 son conjugadas con respecto a R1 y forman un ángulo de unos 75° con respecto a la envolvente de la zona de falla. También tenemos las fracturas Y, paralelas a la envolvente y condicionadas por el sentido de cizallamiento. Debido a la evolución dinámica de la zona de falla se producen ciertos fenómenos que pueden llevar a la rotación de los sets R1 y R2. Por otra parte, durante esta evolución puede aparecer un tercer set de fracturas, esto es, los planos P, formando un ángulo agudo con la envolvente. Proyección estereográfica: transfieren un objeto de tres dimensiones a una superficie de dos dimensiones (papel). Durante este proceso matemático se pierde informaciones. Generalmente se conocen proyección cuales traspasan los ángulo correctos pero las distancias salen falsas o distorsionadas o proyecciones con las distancias correctas, pero con los ángulos incorrectos. Existen dos tipos de proyecciones. Proyección equiángular falsilla Wulff Proyección equidistancial falsilla de Schmidt. 6 6 http://geovirtual2.cl/Geoestructural/prak02.html 14 Software Dips: es un programa de proyección estereográfica para el análisis de y la presentación de datos basados en orientación. Determina conjuntos de juntas, realiza análisis cinemàticos de estabilidad de taludes y labores subterráneas, etc Software Unwedge: es una herramienta para labores subterráneas, para determinar la estabilidad de las cuñas en la roca formada por la intersección de las discontinuidades estructurales, calcula el factor de seguridad y puede determinar los requisitos para proyectos. 7 7 https://www.rocscience.com 15 4. INVESTIGACIONES BÁSICAS El proyecto del túnel norte Nv. 250 del acceso principal se le realizo el informe de sustentación geomecánica partiendo de los siguientes datos generales: Orientación del eje del túnel: Trend 170º, Plunge 5º Factor de seguridad de diseño: 1.4 F.S Dirección del túnel es paralelo al sistema de discontinuidad principal Con dimensiones del túnel de 4m X 4m. Con 150m de espesor litostática “h”. Resistencia de la compresión uniaxial (roca intacta) UCS 90 MPa. Peso específico de la roca encajonante de 2,95 Ton/m3. Índice de calidad de la roca R.Q.D 65 % Figura 2. Dibujo de túnel Nv. 250 del acceso principal. 16 4.1. Caracterización de la masa rocosa El C.G.I proporciono los datos geológicos y geomecánicos del yacimiento de la mina subterránea “La Cristinas” los cuales presentan la siguiente información: El túnel norte de acceso principal Nv 250, está enmarcado en las unidades litológicas de base a topo Pizarras y Lutitas respectivamente, las cuales pertenecen a la formación “Caballape” que aflora en la zona del proyecto y suprayace a las demás unidades del yacimiento. Para la caracterización de la masa rocosa en la zona de estudio el C.G.I realizo un mapeo de celda y lineal de detalle, donde implemento los métodos geotécnicos de Q Barton, R.M.R y G.S.I. Con respecto a la geología identifico las unidades litológicas y sus condiciones geotécnicas. La paragénesis de las pizarras son las arcillitasque sufrieron un metamorfismo de contacto (Facies de Cornubalita) a una profundidad de 8 – 10 km, temperatura de 300 – 400 °C y 3 kbar (Epizona). (Walter Schumann, guía de los minerales). La pizarra posee un clivaje muy delgado y resquebraja muy fácilmente. Las Lutitas son pelitas de color verde, de facies silicoclásticas compuestas de granos de Cuarzo sub-redondeados, Illita, mica Muscovita y Biotita. Esta unidad presenta una estratificación paralela con estructura interna laminar y fisil. Estas dos unidades litológicas poseen condiciones geotécnicas desfavorables debido al metamorfismo, a la estructura interna y porque en parte fueron descubiertas por los procesos de meteorización y erosión que han generado una disminución del peso litostática produciendo descompresión. La formación “Caballape” posee un Rumbo promedio NW – SE, Buzamiento de 10° a 20° SW y un peso específico de la roca encajonante de 2,95 Ton/m3. 17 4.2. Distribución de discontinuidades A continuación se presenta la tabla con los Datum de cada discontinuidades (D) tomados en la estación 01-Nv. 250. Registro de Discontinuidades en Tunel Nv 250 Estacion N° Az Rumbo Dip Dip. Dir Tipo 1 225 S 45 W 10 135 D 2 162 S 18 E 82 72 D 3 215 S 35 W 69 125 D 4 300 N 60 W 13 210 D 5 435 N 75 E 70 345 D 6 167 S 13 E 76 77 D 7 240 S 60 W 45 150 D 8 378 N 18 E 86 288 D 9 225 S 45 W 70 135 D 10 215 S 35 W 80 125 D 01 - Nv. 250 11 225 S 45 W 25 135 D 12 448 N 88 E 75 358 D 13 378 N 18 E 84 288 D 14 424 N 64 E 84 334 D 15 177 S3E 78 87 D 16 177 S3E 77 87 D 17 166 S 14 E 86 76 D 18 228 S 48 W 26 138 D 19 283 N 77 W 61 193 D 20 224 S 44 W 87 134 D Tabla 1. Datum de las discontinuidades en el túnel Nv. 250. Cabe destacar que la orientación del eje del túnel tiene un Dip. Dir.: 80º y Dip.: 5º paralelo al set 1. En la figura XX (B y C) se puede observar que existen 5 set de discontinuidades sistemáticas y algunas no sistemáticas (04 discontinuidades). Set D1 D2 D3 D4 D5 Dip 80 76 85 25 76 Dip/Dir 80 130 288 137 346 Distribucion 5 4 2 2 3 Tabla 2. Registro de discontinuidades en set. 18 A) B) C) D) Figura 3. Imágenes con el software Dips 5.0, para A) Major Plante se muestra las distribución de los set de discontinuidades, B) Ple Plot se identifica la cantidad de discontinuidades que contiene cada uno de los set, C) ContourPlot muestra una leyenda de escala de concentración en porcentaje y colores y D) RosettePlot identifica los trend y plunge. 4.2.1. Aspectos estructurales Los aspectos estructurales que se obtuvieron fueron del mapeo de celda, en el cual se tomaron Datum sistemáticos de las discontinuidades en una extensión y área variable de la excavación del túnel Nv. 250.A estos datos se le realizóuna valoración estadística y análisis de proyección estereográficacon el software Dips implementando el modelo de Anderson, en el que se generaron 5 set de juntas donde se observan que todos los planos se interceptan entre sí,formando trazasoblicuas y fallas conjugadas. El set 01 es el de mayor tendencia con ángulo de buzamiento 80° y dirección de buzamiento 80°NE.La formación “Loma Negra” posee un Rumbo promedio NW – SE, Buzamiento de 10° a 20° SW y el contacto entre las unidades es concordante. Ver figura 4. Condiciones Resistencia UCS R.Q.D Espaciamiento de Juntas Persistencia Abertura Rugosidad Jr Relleno Alteracion Ja Agua Subterranea Jw Jrc < Friccion Interna Cohesion Tensite Strength Datos 90 Mpa 65% 0,06 a 0,25 m 10 a 20m 0,1 a 1 mm Muy Rugosa Duro < 5 mm Moderada Mojado 16 35° 0,1 ton/m2 0,0 ton/m2 Tabla 3. Datos geomecánicos. Figura 4. Modelo geológico. Estas diaclasas se han generado principalmente por esfuerzos endógenos (tensionales o de cizallas) y en menor proporción debido a la liberación de carga por erosión y por extracción de material. Estas discontinuidades están dentro de las siguientes clasificaciones; Por su grado de separación son abiertas (abertura muy angosta). Por su tamaño son intersectantes (persistencia de 10 a 20 m). Por su génesis son tectónicas con relleno de Cuarzo menos a 5 mm. 4.3. Metodología para la caracterización geomecánica del macizo rocoso. Para la caracterización geomecánica se realizó un mapeo de celda en la estación E1 implementando los métodos de R.M.R, Q Barton y G.S.I 4.3.1. Clasificación R.M.R. En la estación geomecánica E1 se recolectaron datos de las discontinuidades en los hastiales y techo, para luego ser cargado en el formato de mapeo de celda y graficados en los ábacos. Ver figura 5 y tabla 4. A) B) C) Figura 5. Abacos para la clasificación del macizo rocoso. A) U.C.S., B) R.Q.D. y C) Espaciamiento. 21 ESTACION FORMATO DE MAPEO GEOMECANICO RMR, Q y GSI Nombre del Proyecto: Litologia Mina Subterranea La Cabañita Nivel: 250 Labor: Acceso Principla Ejecutado por: E1 Pizarra/Lutita Altura litostatica (h) 150 Rc / Sv 22,22 Octavio Vidal Fecha: 15/4/2020 SISTEMA RMR PARÁMETROS RANGO VALOR Resistencia a la compresión uniaxial (MPa) 90 >250 (15) VALOR 100-250 (12) X 50-100 (7) 25-50 (4) <25(2) <5(1) X 50-75 (13) 25-50 (8) <25 RQD (% ) 65,00 90-100 (20) 75-90 (17) Espaciamiento de discontinuidades (cm) 6 a 25 >2m (20) 0,6-2 m (15) <1(0) (3) 9 13 (10) X 0.06-0.2m 3-10m (2) X 10-20 m (1) > 20 m (0) 1 0.1-1.0mm (4) 1 - 5 mm (1) > 5 mm (0) 4 0.2-0.6m (8) < 0.06m (5) 8 CONDICION DE DISCONTINUIDADES Familia Buz. D1 80 D2 76 D3 85 /D. Buz 80 130 288 f/m Persistencia <1m long. (6) 1-3 m Long. (4) 5 Abertura Cerrada (6) <0.1mm apert. (5) 4 Rugosidad Muy rugosa (6) Rugosa (5) Lig.rugosa (3) Lisa (1) Espejo de falla (0) 6 2 Relleno Limpia (6) Duro < 5mm (4) Duro> 5mm (2) Suave < 5 mm (1) Suave > 5 mm (0) 4 Alteración Sana (6) Lig. Intempe. (5) X Mod.Intempe. (3) Muy Intempe. (2) Descompuesta (0) 3 Seco (15) Humedo (10) X Mojado (7) Goteo (4) Flujo (0) 7 D4 25 137 2 D5 76 346 3 Agua subterránea X X X Orientación -12 55 43 63 RMR89 (Basico) = RMR89 ( Corregido) = RMR'89 (Condiciones Secas)= Condiciones secas JRC (BARTON BANDIS) 16 RMR 100 - 81 80 - 61 60 - 41 40 - 21 20 - 0 DESCRIPCION I MUY BUENA II BUENA III REGULAR IV MALA V MUY MALA III R Tabla 4. Resultado del mapeo de celda geomecánico R.M.R. “Clase III Regular”. 4.3.2. Clasificación Q. Barton A continuación se presenta los valores y resultados de la estación E1 con respecto al método de Q. Barton. Ver tabla 5. ESTACION FORMATO DE MAPEO GEOMECANICO RMR, Q y GSI Nombre del Proyecto: Litologia Mina Subterranea La Cabañita Nivel: 250 Labor: Acceso Principla Ejecutado por: E1 Pizarra/Lutita Altura litostatica (h) 150 Rc / Sv 22,22 Octavio Vidal Fecha: 15/4/2020 SISTEMA DE CLASIFICACION Q RANGO PARAMEROS VALOR RQD 65 Número de discontinuidades Jn 5D 15 Número de rugosidad Jr B Rugosa e Irregulares Onduladas 3 Número de alteración Ja Moderada 2 Número de agua subterránea Jw Mojado 0,66 SRF tension elevada RQD % Factor de reducción de esfuerzos (estado tensional) % 65 1 Q = (RQD/Jn) x (Jr / Ja) x (Jw / SRF) Q´ = (RQD/Jn) x (Jr / Ja) RMR = 9 Ln Q + 44 57 RMR' = 9 Ln Q' + 44 Q DESCRIPCION 400-100 EXCEPCIONALMEMTE EXTREMENADAMENT BUENA E BUENA 4,29 Q' = 6,50 57 61 1000-400 Q = 61 100-40 40-10 10-4,0 4-1,0 1-0,1 0,1-0,01 0,01-0,001 MUY BUENA BUENA REGULAR POBRE MUY POBRE EXTREMENADAMENTE POBRE EXCEPCIONALM EMTE POBRE Tabla 5. Resultado del mapeo de celda geomecánico Q Barton “Regular”. REGULAR 4.3.3. Índice de resistencia geológica G.S.I. Según los datos suministrado por el C.G.I (UCS, RQD, Jr, Ja, apertura, Datum de las discontinuidades) y los obtenidos en los diagramas estereográficos con el software Dips (set de discontinuidades, intercesiones de los planos y tipos de intercesiones) se graficaron dichos los valores y determino el G.S.I en la estación geotécnica E1. Por otra parte del formato de mapeo de celda (en Excel) se realizó el cálculo del G.S.I Ver tabla 6. Tabla 6. Gráfico de los valores relacionados al G.S.I. 24 ESTACION FORMATO DE MAPEO GEOMECANICO RMR, Q y GSI Nombre del Proyecto: Mina Subterranea La Cabañita Nivel: 250 Labor: Acceso Principla Ejecutado por: Litologia E1 Pizarra/Lutita Altura litostatica (h) 150 Rc / Sv 22,22 Octavio Vidal Fecha: 15/4/2020 INDICE DE RESISTENCIA GEOLÓGICA GSI = RMR'89 - 58 5 VALORES TABLA GEOMECÁNICA (GSI)v GSI RMR89 Corr 58 43 - III B SIMBOLO Q 4,29 GSI MF/R OBSERVACIONES NINGUNA Tabla 7. Calculo del G.S.I en el formato de mapeo geomecánico de celda. Para la tabla 6 se relacionaron los valores de UCS, Jr, Ja, apertura, set de discontinuidades, intercesiones de los planos y tipos de intercesiones. Ya que con el software Dips determine 05 set y las intercesiones de los planos son oblicuas (04 ángulos; 02 menores a 90° y 02 mayores a 90°). En el paso 01 coinciden por las cantidades de sets, la forma angulosa, pero el valor de RQD no está dentro del rango. Paso 02 coincide con el Jr, Ja, apertura y UCS. Interceptando los pasos 01 y 02 se determina el G.S.I. (paso 03) el cual es muy fractura regular “MF/R (C)”. En la tabla 7 el cálculo del G.S.I es por medio de la celda de mapeo, la cuales a través de la formula GSI = RMR”89 – 5. Para la estación E1 G.S.I = 58 y este valor se estima aproximadamente en la tabla 7 como MF/R (C). 4.4. Zonificación geomecánica de la masa rocosa. La estación E1 se realizó en el túnel de acceso principal y en ella se observaron Pizarras y Lutitas, que aun siendo una metamórfica y la otra sedimentaria los resultados de los tres métodos geomecánico generaron valores similares en las dos unidades litológicas, o sea que en esta estación existe una sola zonificación la cual se describe a continuación; R.M.R: clave III Regular Q.Barton: Regular G.S.I: Muy Fracturada / Regular 25 4.5. Resistencia de la roca. El C.G.I proporciono algunos datos y otros fueron calculados. 4.5.1. Resistencia de la roca intacta. En la estación E1 el valor de la resistencia a la compresión uniaxial es de 90 MPa con una propiedad de las discontinuidades de 35° para el ángulo de fricción, 0.1 tn/m2 para la cohesión y una fuerza de tensión de 0.0 tn/m2. 4.5.2. Resistencia al corte entre los bloques. La relación del cálculo de la resistencia al corte entre los bloques es Jr/Ja. Que para este caso seria 3/2 = 1.5. 4.5.3. Esfuerzo efectivo. Se calcula por medio de la siguiente relación Jw/SRF. Para este proyecto el Jw es 0.66 (mojado) y el SRF (factor de reducción por tensión) se determinó en la categoría de esfuerzos de roca competente (B), a través de: SRF= Rc/Sv, Donde Rc es resistencia a la compresión uniaxial Sv es sigma 1 Sv= 0.027 x h Constante: 0.027 y h: es el espesor litostatico. SRF = 90 MPa / (0.027x150) SRF = 90 Mps / 4.05 SRF = 22.22 MPa en la relación Rc/Sv, está dentro del rango “J entre 200 a 10” por lo tanto el SRF es igual a 1. En la estación E1 el esfuerzo efectivo (E.E) es Jw/SRF (0.66/1). E.E = 0.66 26 Tabla 8. Factor de reducción por contenido de agua en fracturas. Tabla 9. Factor de reducción por tensión en la categoría de esfuerzos de roca competente (B). 27 4.5.4. Dimensión equivalente de la excavación. Esta dimension es obtenida dividiendo el ancho, diametro o altura de la pared de la excavacion por la relacion de sostenimiento de la excavacion (ESR). Ver tabla 10. Tabla 10. Resultado de la dimensión equivalente de la excavación D.e. 4.5.6. Módulo de deformación in situ Em. A continuación se presenta unabaco donde se correlaciona los valores de geomecánicos de R.M.R y Q Barton, para estimar en módulo de deformación in situ Em. Ver tabla 11. Tabla 11. Resultado de la estimación del módulo de deformación in situ Em. 28 4.6. Condiciones del agua subterránea. Según los datos suministrados por el C.G.I la presencia de agua es “mojada” y se determinó un valor de 0.66 a través del factor de reducción por contenido de agua en fracturas donde el flujo tiene una presión media ocasionando una erosión del material de rellano, esto genera un efecto adverso sobre la resistencia al corte de las juntas, debido a la reducción de esfuerzo normal efectivo Ver tabla 12. Tabla 12. Factor de reducción por contenido de agua en fracturas. 4.7. Esfuerzos in-situ. 4.7.1. Por condiciones gravitacionales Este proyecto se desarrolla en laboressubterráneas y por lo tanto se implementó el análisis cinemático de deslizamiento de cuñas con el software Dips. Figura 6. Análisis cinemático de cuña (caída por gravedad). 29 Debido a que las cuñas están contenidas en el centro de la red estereográfica se determinó que el escenario es gravitacional de “caída por gravedad” (Trend: 0°, Plunge: 90° y Angle: 35° valor del ángulo de fricción). Ver figura 6. 4.7.2. Estimación de la orientación de los esfuerzos principales Para la estimación de las direcciones principales de esfuerzos en sistemas de fallas conjugadas se utilizaron las discontinuidades D1 y D2 en el método vectorial y en el de proyección estereográfica (modelo de Anderson). Ver tabla 13. Set D1 D2 D3 D4 D5 Dip 80 76 85 25 76 Dip/Dir 80 130 288 137 346 Distribucion 5 4 2 2 3 Azimuth 350 40 198 47 256 Tabla 13. Datum de las discontinuidades y azimuth con el método de la mano derecha. Resultados implementando la metodología de análisis vectorial. Ver tabla 14. Calculo de orientacion de esfuerzos principales Metodologia de analisis vectorial DATOS SOLUCION y a y a Azimut Buzamiento Azimut Buzamiento FALLA 1 350 80 s1 105,91 4,72 FALLA 2 40 76 s2 35,19 76,0 s3 194,80 13,20 Tabla 14. Método vectorial con los valores de sigma 1, 2 y 3. 30 Resultados implementando la metodología de proyección estereográfica con el modelo de Anderson. Ver figuras 7, tablas 15, 16 y anexo 1. A) B) Figura 7. Proyección estereográfica; A)Conversión plano vector y B) Conversión polo vector. Sigmas 1 2 3 Dip 76 13 84 Dip/Dir 104 302 195 Trend 284 122 15 Plunge 14 77 6 Tabla 15. Valores de los esfuerzos principales (sigmas). Estrias 1 2 Dip 80 86 Dip/Dir 171 39 Trend 351 219 Plunge 8 3 Tabla 16. Valores de las estrías (indicadores cinemáticos). Figura 8. Modelo geológico estructural. Los valores de plunge tanto en el análisis vectorial como en el modelo de Anderson arrojaron ángulos altos en el sigma 2 indicando que la mayor componente de esfuerzo se encuentra en sigma 2 y que por lo tanto nos encontramos en un sistema de fallas transcúrrete. Adicional a los valores estimados de esfuerzo agrego que los ángulos de buzamientos de las discontinuidades son de alto ángulo confirmando esta teoría. Ver tabla 14 y 15. 32 5. METODOLOGÍA DEL ANÁLISIS. El estudio se realizó sistemáticamente implementado los métodos de clasificación geotécnicas(R.M.R, Q Barton y G.S.I), análisis cinemático, análisis estructural controlado por medio de cinemáticas de cuñas en excavaciones subterráneas y sostenimientos. Se seleccionó el mapeo de celda porque se implementaron tres métodos de clasificación. Tomas de muestras y valores geomecánicos en el túnel. Se vaciaron los datos de R.M.R, Q Barton y G.S.I en la planilla de Excel de mapeo de celda para el cálculo del macizo rocoso. Los datum de las discontinuidades se analizaron e interpretaron con el software Dips, para determinar los diferentes sets, intersecciones de planos (cuñas), análisis cinemáticos a través de proyección estereográfica (modelo de Anderson) y estimaciones de orientación de esfuerzos principales. Graficar en la tabla de estimación de diseño de sostenimiento los resultados de los tres métodos de clasificación del macizo rocoso. Los resultados del software Dips, los valores de ensayos de laboratorios, el diseño de la sección del túnel y el diseño de sostenimientos se cargan en el software Unwedge para realizar el cálculo de la estabilidad del túnel con un factor de seguridad requerido. 5.1. Estabilidad estructural controlada. Con los datos suministrados por el C.G.I y los obtenidos en el software Dips pasamos a realizar el análisis de estabilidad de cuñas con el software Unwedge, para identificar las zonas de posibles deslizamientos. Ver figuras 10 y anexos 2. Figura 9. Orientación de las discontinuidades. En el software Unwedge para la resistencia a la cizalla se implementó el modelo de Mohr-Coulomb. 34 Figura 10. Vista en 3D en Unwedge mostrando las diferentes cuñas. 5.2. Recomendaciones de sostenimiento del túnel según las clasificaciones geomecánicas (RMR, Q y GSI). 5.2.1. Sostenimiento del túnel según clasificación R.M.R El valor de R.M.R(89) es clase III – Regular y en la tabla XX se puede observar las recomendaciones de excavación y sostenimiento (bulones, hormigón proyectado y cerchas metálicas). Ver tabla 17. Tabla 17. Estimación de sostenimiento a partir del R.M.R. 9 9 http://geotecniafacil.com/calculo-sostenimiento-tuneles-metodos-empiricos/ Se grafica los valores de ESR “1.3” (relación de soporte de la excavación), luz máxima “4 m”, Luz/ESR “3.07”, R.M.R(89) “55 clase III – Regular” y Q Barton “4.29”. Ver tabla 18. Tabla 18. Categoría de estimación de sostenimiento por medio de valores de ESR, RMR y Q Barton. 37 5.2.2. Sostenimiento del túnel según clasificación Q Barton y De La estimación de sostenimiento de la relación Q. Barton - D.e: para la estación E1 indica “pernos sistematizados con espaciamiento de 1,5m a 3m”. Ver tabla 19. Tabla 19. Diagrama para diseño empírico de soportes en túneles. 38 5.2.3. Sostenimiento del túnel según G.S.I El indice geologico de resistencia indica un sostenimiento tipo “C pernos sistematicos con malla de 1m x 1m o 1,2m x 1,2m. Ver tabla 20. Tabla 20. Estimación de sostenimientos por medio del G.S.I. 39 5.3.Diseño de sostenimiento del túnel con el software Unwedge. A continuación se presenta los tipos de sostenimientos que recomiendan cada uno de los métodos de clasificación de macizo rocoso para la estación E1 del túnel norte Nv. 250. Ver figura 11. R.M.R para la estación E1: excavación (avance y destroza 1,5m a 3m, sostenimiento empezando en el frente y terminando a los 10m del frente), bulones (sistemáticamente en clave o cono y en hastial con longitud de 4m, espaciado 1,5m a 2m, mallado en el cono), hormigón proyectado (5cm a 10cm en el techo y 3cm en el hastial) y no es necesario cerchas metálicas. En la gráfica (relación Luz Maxima/ESR – R.M.R – Q. Barton) se estima la colocación pernos sistemáticos con espaciamiento de 1,5 m a 2 m sin shocrete. Estimación de soportes con Q. Barton - D.e: para la estación E1: indica pernos sistematizados con espaciamiento de 1,5m a 3m. Sostenimiento de soportes con el G.S.I: para la estación E1 sugiere colocar pernos sistemáticos con malla 1m x 1m o 1,2m x 1,2m con un tiempo de instalación de 3 días. Figura 11. Sección del túnel norte Nv. 250 con el diseño de sostenimiento de pernos (longitud de 3m, espaciamiento de 1.5m y malla de 1.5m x 1.5m) 40 6. RESULTADOS En el presente informe geomecánico de la estación E1 del túnel norte Nv. 250 del acceso principal se determino lo siguiente; Con el software Dips se generaron 5 sets de discontinuidades. Se realizo el análisis cinemática estableciendo que todos los planos de las discontinuidades se interceptan entre sí y crean planos de roturas tipos cuñas gravitacional de caída por gravedad. Se estimaron los esfuerzos principales en donde sigma 2 es el de mayor ángulo de plunge dando indicios de que estamos en un sistema transcurrente. Los resultados de los métodos geotécnicos arrojaron un macizo rocoso regular. Con los tres métodos se planteo el diseño de sostenimiento del túnel. Y con el software Unwedge se creó el diseño de estabilidad y sostenimiento a través de una sección topográfica de la estación E1. El diseño de estabilidad y sostenimiento genero factores de seguridad por encima del estipulado en cada una de las cuñas. 41 7. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES De todas las discontinuidades se determinaron 5 sets de juntas las cuales se interceptan y forman cuñas. Los tres métodos de clasificación geomecánica generaron resultado homogéneo siendo un macizo rocoso regular. Con el análisis cinemático se demostró que el tipo de rotura es de cuña y también implementando dos métodos se estimaron las orientaciones de los esfuerzos principales que demostraron que estamos en un sistema estructural transcurrente. Se determinó con los métodos geomecánicos el tipo de sostenimiento para el macizo de la zona, el cual es pernos sistemáticos. Se realizó el diseño de estabilidad y sostenimiento para la sección del área de estudio pudiendo conseguir los valores de factor de seguridad exigidos. Se recomienda realizar más estaciones de mapeo de celda. Cumplir con el plan y diseño de sostenimiento. Realizar seguimiento geotécnicos a fin de recolectar más información para el modelo geomecánico del yacimiento, ya que la geotecnia es dinámica y para trabajar bajo los estándares de seguridad 42 BIBLIOGRAFÍA https://slideplayer.es/slide/3274210/ http://geotecniafacil.com/clasificacion-geomecanica-rmr-bieniawski-1989/ http://geotecniafacil.com/gsi-indice-resistencia-geologica/ http://geotecniafacil.com/clasificacion-geomecanica-indice-q-barton/ Información tomada del centro geotécnico internacional. http://geovirtual2.cl/Geoestructural/prak02.html https://www.rocscience.com Walter Schumann (guía de los minerales) http://geotecniafacil.com/calculo-sostenimiento-tuneles-metodosempiricos/ 43 ANEXOS 1 INFORME DE LAS ESTIMACIONES DE LAS ORIENTACIONES DE LOS ESFUERZOS PRINCIPALES CON EL MODELO DE ANDERSON 44 45 ANEXOS 2 ANÁLISIS DE ESTABILIDAD ESTRUCTURAL CONTROLADA POR MEDIO DEL SOFTWARE UNWEDGE 46 47 48 49 ANEXOS 3 DISEÑO DE SOSTENIMIENTO POR MEDIO DEL SOFTWARE UNWEDGE 50 51 52 53 54
