evaluación de la estabilidad de taludes en la mina lourdes

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evaluación de la estabilidad de taludes en la mina lourdes
Universidad Nacional Jorge Basadre Grohmann
Facultad de Ingeniería de Minas
EVALUACIÓN DE LA ESTABILIDAD DE TALUDES
EN LA MINA LOURDES
José David Rodriguez Copare
Dante Ulises Morales Cabrera
Luisa Paredes Lupaca
Tacna – Perú
2003
CONTENIDO
1.0. Introducción
1.1 Descripción y antecedentes del Problema
1.2 Fundamentos Teóricos
1.3 Hipótesis
1.4 Objetivos
1.5 Justificación del Problema
2.0. Marco Teórico
2.1. Importancia de las discontinuidades.
2.2. Tipos de rotura considerados
2. 3. Principios básicos en el diseño de taludes
2.3.1 Análisis estructural de la zona a estudiar.
2.3.2 Clasificación de Bienamski:
2.3.3. Información Lito-estructural
Geotecnia de la zona.
2.3.5. Caracterización del macizo rocoso.
Análisis de rocas
Propiedades físicas
Propiedades mecánicas.
Aspectos hidrogeológicos.
Aspectos de sismicidad.
2.4. Esquema teórico de estabilidad de taludes
2.5. Consideraciones generales en el diseño de taludes en
roca
3.0. METODOLOGIA
3.1. Estudio de campo
3.2 Evaluación de las roturas potenciales
A) Test Cinemática o de MARKLAND.
B) Clasificación geomecánica S.M.R. para taludes en roca.
3.3 Determinación de la resistencia al corte de las
discontinuidades
3.4 Aplicación de los métodos de análisis de estabilidad
4.0. RESULTADOS
4.1. Descripción del Área Del Proyecto
4.1.1. Ubicación y Acceso de la Unidad Productiva
4.1.2. Medio Ambiente Físico
4.1.2.1 Topografía y Fisiografía
4.1.2.2. Cortes Longitudinales y Transversales
4.1.3. Geologia
4.1.3.1. Geologia Regional
4.1.3.2. Geologia Local
4.1.3.3. Geología Estructural
4.1.3.4. Mineralogía y Paragénesis
4.1.4. Sismicidad y Clasificación Sísmica
4.1.5. Clima y Meteorología
4.2. Sistema de Explotación
4.3 Minado Superficial
4.4. Mapeo Geotécnico
4.5 Clasificación de la Roca
4.6 Aplicación del ALGORITMO DEL EQULIBRIO LIMITE
4.7. Discusión De Los Resultados
CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES
BIBLIOGRAFIA
INTRODUCCION
Descripción y antecedentes del Problema
La mina LOURDES, explota recursos no metálicos por el método
de Canteras a Cielo Abierto, ocasionando grandes modificaciones
al perfil original del terreno, con el fin de mejorar la
explotaciones debe implementar un método de minado
superficial por bancos que permita un mejor control de la
estabilidad del terreno. Esto implica la necesidad de establecer
los parámetros geomecánicos y establecer los dominios
geotécnicos del área de la explotación que permitan un diseño
seguro de bancos y taludes en roca y en los botaderos de
desmonte.
La UNJBG, cuenta con algunos equipos que permiten establecer
la magnitud de estos parámetros en su Laboratorio de Mecánica
de Rocas, por lo que es factible alcanzar los objetivos del
Proyecto de Investigación.
Fundamentos Teóricos
Este trabajo se enfoca principalmente a taludes en rocas, tanto
blandas como duras (aunque mantener este enfoque puede ser
difícil en algunos materiales, en los cuales la distinción entre
suelo y roca es imprecisa, particularmente cerca de la
superficie). El ingeniero geotecnista tiene un interés permanente
en los taludes en suelos o rocas, ya sea como parte del medio
ambiente natural en el cual trabaja, o como un elemento
esencial de una obra por construirse, encima o incluso por
debajo del nivel del terreno.
Es importante señalar que un talud en rocas en la superficie y
una excavación en el subsuelo, son dos ambientes claramente
distintos, siendo el talud en la superficie generalmente menos
seguro. Aunque una persona puede sentirse más expuesta al
peligro trabajando en el subsuelo, debido a los peligros que
implican el trabajar en un ambiente cerrado, las excavaciones en
la superficie tienden a ser menos estables debido a que se tienen
esfuerzos bajos, materiales con grados de intemperismo más
elevados y a la acción del agua.
Generalmente,
una
excavación
abierta
incluye
rocas
intemperizadas, cuyas resistencias son mucho menores que la de
la roca intacta. Algunas rocas blandas continuarán degradándose
debido a alteraciones durante la construcción y posteriormente
debido a la acción del agua y del clima, particularmente en
regiones con climas cálidos y húmedos. No obstante que las
vetas de agua pueden ser interceptadas tanto en la superficie
como en el subsuelo, los materiales en la superficie pueden
permitir un mayor flujo de agua debido a su mayor porosidad y
grado de fracturamiento, a pesar de la menor carga de agua;
además, las aguas superficiales forman parte de los problemas
que pueden ser causados por las aguas subterráneas. Tanto en
la superficie como en el subsuelo, las presiones hidráulicas en
discontinuidades y las presiones de poro en rocas fisuradas,
estratos de rocas sedimentarias blandas o en el material poroso
de relleno de las fallas (el cual se comporta como suelo) pueden
con toda seguridad desestabilizar un macizo rocoso. Durante
tormentas, las excavaciones en la superficie también tendrán
que enfrentarse a problemas debidos a la pérdida de presión
capilar o al ablandamiento de materiales arcillosos que
inicialmente se encuentran en un estado no-saturado o disecado.
Similarmente, la erosión, tanto interna como externa, de
materiales limosos derivados de la meteorización, típicos en
suelos residuales, pueden llevar a una rápida destrucción del
talud.
Los taludes artificiales en roca son el producto de excavaciones
realizadas para abrir espacio para rutas de transporte, edificios,
centrales eléctricas, presas y portales de túneles. Son taludes
"permanentes" en los cuales es necesario prevenir, o al menos
controlar los movimientos de roca. Sin embargo, incluso taludes
de roca "temporales", como son los usados en canteras y en
operaciones de construcción, pueden tener porciones que
requieren la prevención de fallamientos o deslizamientos por un
largo periodo. Además, algunos taludes diseñados solo para uso
temporal terminan cobrando vida propia como parte integral del
paisaje, colindantes con desarrollos de viviendas o complejos
industriales.
Debido a que una excavación no debe poner en riesgo la
seguridad de instalaciones adyacentes durante un cierto periodo,
el ingeniero tiene que estar capacitado para interpretar señales
indicadoras de un problema inminente. Algunas de estas señales
dependen de la forma de fallamiento que puede experimentar el
material del talud. Afortunadamente, la gran mayoría de los
problemas con la estabilidad de taludes se manifiestan durante el
periodo de construcción y permiten su rectificación con medidas
apropiadas, en especial si el modo de falla es identificado
correctamente. Sin embargo, después de cierto tiempo se
desarrollan otros movimientos, en el que etapas sucesivas
dentro de una progresión de eventos, mueven el talud, lenta y
ocultamente, hacia el peligro o eventualmente hacia una ruptura
total.
Hipótesis
El análisis de la estabilidad de taludes permite establecer los
parámetros para los diseños más seguros y para elegir las
técnicas de mitigación más económicas y factibles.
Objetivos
• Realizar las evaluaciones de campo, de laboratorio y de
gabinete para determinar los parámetros geomecánicos de las
estructuras presentes en el área de la explotación de la mina
Lourdes.
• Aplicar las metodologías disponibles para determinar los
factores de seguridad del diseño de bancos y taludes óptimo.
• Proponer las medidas de mitigación de eventuales problemas
de estabilidad en las canteras de la mina Lourdes.
• Realizar el análisis de sensibilidad de los diversos parámetros
considerados.
Justificación del Problema
En Tacna, existen más de 10 empresas de la minería artesanal
productoras del recurso no metálico SILICA ROCA, constituido
principalmente por cuarcitas y areniscas con alto contenido de
dióxido de silicio, dicho recurso es material complementario
esencial para la fusión de los concentrados de cobre en la
Fundición de Ilo (SPCC).
La mayoría de dichas empresas no han estado operando
formalmente, es decir, cumpliendo con toda la normatividad
vigente; ante esta situación por iniciativa de las organizaciones
de la pequeña minería y de la minería artesanal se ha producido
una iniciativa parlamentaria que ha conducido a la promulgación
de la Ley N° 27651 LEY DE FORMALIZACION Y PROMOCION DE
LA PEQUEÑA MINERIA Y LA MINERIA ARTESANAL, QUE EN SU
Art. 18° obliga a la presentación de su respectivo Programa de
Adecuación y Manejo Ambiental (PAMA), cuyo contenido se
detalla en el Art. 58° del Reglamento de la referida Ley, donde
además se exige la identificación y el tratamiento de la
Estabilidad de Taludes, entre otros items.
Una revisión sucinta de los PAMAs, nos permite apreciar que los
consultores involucrados en su elaboración no han cumplido con
realizar los estudios exigidos por el Reglamento correspondiente.
Por lo que, el establecimiento de una metodología de evaluación
por parte de la UNJBG en el caso de la mina LOURDES,
posibilitará ofrecer los servicios correspondientes a fin de superar
esta carencia a nivel global de la minería departamental.
2.0 MARCO TEÓRICO
2.1. Importancia de las discontinuidades.
Nosotros tendemos a pensar en la mecánica de rocas como una
disciplina de la ingeniería moderna y cuando, ya en 1773,
Culomb incluyó resultados de pruebas en las rocas de Burdeos
en un informe leído ante la Academia Francesa en París (Culomb
(1776), Heyman (1972)). Los ingenieros franceses empezaron la
construcción del Canal de Panamá en 1884 y esta tarea fue
retomada por el Cuerpo Ingenieros del ejército americano en
1908. En el medio siglo entre 1910 y 1964, se registraron 60
deslizamientos en los cortes a lo largo del canal y, aunque estos
deslizamientos no se analizaron en las condiciones de mecánica
de rocas, el reciente trabajo por el Cuerpo Americano de
Ingenieros (Lutton et al (1979)) muestras que estos
deslizamientos eran predominantemente controlados por las
discontinuidades estructurales y esos conceptos modernos de la
mecánica de rocas es totalmente aplicable al análisis de estos
derrumbes. Discutiendo los deslizamientos del Canal de Panamá
en su Dirección Presidencial de la primera conferencia
internacional de Mecánica de Suelos e Ingeniería de
Cimentaciones en 1936, Karl Terzaghi (Terzaghi (1936), Terzaghi
y Voight (1979)) dijo 'El descenso catastrófico de los taludes de
los cortes más profundos del Canal de Panamá han emitió una
advertencia que nosotros estábamos sobrepasando los límites de
nuestra habilidad de predecir las consecuencias de nuestras
acciones.... '.
En 1920 Josef Stini empezó la enseñanza de la 'Geología Técnica'
en la Universidad Técnica de Viena y antes de que él se muriera
en 1958 había publicado 333 informes y libros (Müller (1979)).
Él fundó el periódico Geologie und Bauwesen, el precursor del
periódico actual Rock Mechanics, y probablemente fue el primero
en dar énfasis a la importancia de las discontinuidades
estructurales en la ingeniería del comportamiento de las masas
de roca.
Otros científicos notables e ingenieros de una variedad de
disciplinas hicieron algún trabajo interesante sobre el
comportamiento de las rocas durante la parte temprana de este
siglo. von Karman (1911), King (1912), Griggs (1936), Ide
(1936), y Terzaghi (1945) todos trabajaron sobre el derrumbe
de materiales de roca. En 1921 Griffith propuso su teoría del
derrumbe de material quebradizo y, en 1931 Bucky empezó
usando una centrífuga para estudiar el derrumbe de un modelo
de mina bajo la carga de gravedad simulada.
Los tempranos 1960s fueron muy importantes en el desarrollo
general de la mecánica de rocas mundial porque varios
derrumbes catastróficos ocurrieron qué claramente demostraron
que, en la roca así como en el suelo, 'nosotros estábamos
sobrepasando los límites de nuestra habilidad de predecir las
consecuencias de nuestras acciones (Terzaghi y Voight (1979)).
Stini fue uno de los pioneros de la mecánica de rocas en Europa
y él acentuó la importancia de las discontinuidades estructurales
controlando el comportamiento de las masas de roca (Müller
(1979)). Stini estuvo implicado en una amplia gama de trabajos
de ingeniería civil subsuperficiales y no es sorprendente que su
énfasis estuviera en el papel de las discontinuidades dado que
éste era obviamente el problema dominante en todo su trabajo.
Igualmente, el libro del texto de Talobre (1957), reflejando el
enfoque francés para la mecánica de rocas, reconocido el papel
de estructura en una magnitud mayor que lo hicieron los textos
de Jaeger y Cook, Coates y Obert y Duvall.
El análisis completo de estabilidad de un talud de roca depende
en un estudio detallado de las orientaciones y características de
las discontinuidades dentro de la masa de roca. Una
discontinuidad se define como un plano de debilidad estructural o
superficie a lo largo de la cual el movimiento de la masa rocosa
podría tomar lugar.
Los tipos de discontinuidades de roca normalmente encontrados
incluyen las fracturas, junturas, fallas, zonas de corte, planos de
estratificación, y foliaciones. Cada discontinuidad tiene
características tal como longitud, orientación, el espaciamiento,
rugosidad de la superficie, propiedades físicas de la roca
adyacente, material de relleno y condiciones de agua que se
relacionan directamente a la probabilidad de falla a lo largo de
esa discontinuidad.
2.2. Tipos de rotura considerados
En una masa rocosa expuesta, ciertas características observables
alertan sobre la inminencia de riesgo, mientras que otras son
evidencias de un peligro ya existente. La Figura 1 muestra
algunas de estas características. Dondequiera que se pueda ver
una superficie expuesta a lo largo de una falla, de un plano de
estratificación, de una diaclasa o de cualquier otra discontinuidad
como en (a) de la Figura 1A, permiten asumir que lo que una vez
cubrió esta superficie ya fue removido. Esta simple observación
identifica el rasgo estructural principal como una superficie
comprobada de deslizamiento o desprendimiento. Los bloques
removidos de esta superficie, probablemente fueron debido a la
erosión, de un deslizamiento o por rotación y los agentes que
causaron este movimiento pueden haber desaparecido; sin
embargo, el detalle siempre amerita una inspección. De la
misma forma, las discontinuidades escalonadas como en (b) de
la Figura 1B, sugieren que las columnas que sobreyacían,
pudieron fallar por volteo en el pasado, posiblemente durante la
etapa de construcción, por lo tanto, se identifica una tendencia al
volteo si las condiciones geométricas se llegan a repetir.
Es posible identificar varios tipos de grietas de tensión en
taludes. El movimiento de un bloque a lo largo de una superficie
de corte nueva o pre-existente, como en la Figura 1C, puede
abrir una o más grietas lineales o arqueadas como en (c). En
granito con fracturamiento en capas o en formaciones de
areniscas masivas, donde los llamados "arcos" se forman a
medida que las capas descienden, nuevas grietas por tensión en
arco preceden el rompimiento de una laja, como en (d) de la
Figura 1D. En ambos casos, la formación de las grietas por
tensión implican que la fuerza resistente, previamente sostenida
por esfuerzos de tensión, se ha perdido y ha sido reemplazada
por una mayor resistencia al corte en las superficies de
deslizamiento. En modelos de fricción es posible observar el
deslizamiento y las deformaciones internas adicionales, que
ocurren simultáneamente junto con la formación de grietas por
tensión.
En masas rocosas que presentan mecanismo de volteo las
velocidades de volteo distintas entre dos capas adyacentes abren
grietas en V amplias y profundas, como en (f) de la Figura 1E.
De la misma manera, el movimiento incipiente de un bloque
deslizante limitado por discontinuidades, abrirá estas estructuras
que servirán como superficies de desprendimiento, como en (k)
de la Figura 1H; en este caso, la abertura de las discontinuidades
reemplaza a la formación de nuevas grietas de tensión, que
ocurren en los deslizamientos sin fracturas, pero los resultados
difieren debido a que la abertura de estructuras no causa un
incremento automático en los esfuerzos cortantes en la
superficie de deslizamiento, debido a que las fracturas de
desprendimiento nunca soportaron esfuerzos de tensión.
Los diferentes tipos de fallamiento de taludes en suelo o en rocas
dejan huellas características. Por ejemplo, una falla por volteo,
como en la Figura 1E, produce no solamente las aberturas
profundas entre capas (f) como fue previamente indicado, sino
que también expone hacia la parte superior del talud la cresta de
las capas de deslizamiento (e). Estos escarpes fueron
denominados "escarpes obsecuentes" por Goodman y Bray
(1976). Las fallas por volteo también producen una zona de roca
quebrada al pie del talud, así como en los taludes detríticos,
como se muestra en (g) de la Figura 1E. Los deslizamientos
clásicos por hundimiento (slump), con rotación inversa, producen
notables escarpes en la cresta como en (h) y una zona de
corrimiento o sobrecorrimiento en el pie del talud, como en (i) de
la Figura 1F. Los movimientos de bloques individuales,
delimitados por discontinuidades, dejan en los taludes en roca
expresiones de cavidades de estos bloques, como en (j) de la
Figura 1G, las cuales han sido denominadas moldes por Hatzor y
Goodman (1995). Estos últimos identifican combinaciones de
superficies de discontinuidad que se intersectan en un punto en
el espacio dentro de la masa rocosa y delimitan un bloque
"removible". Si estos bloques se desplazaron bajo la acción de
las mismas fuerzas naturales que aún actúan en el talud, los
"moldes" identifican los "bloques clave"; debido a que existen
varios sistemas de discontinuidades que pueden intersectarse y
formar bloques importantes. La identificación de los "malos de la
película" es una parte relevante de la información geotécnica.
La Tabla 1 lista las formas de fallamiento típicas en taludes
rocosos. Los cinco primeros se desarrollan mejor en rocas
blandas, que se comportan como suelos; el sexto ocurre en
rocas blandas o duras y los restantes diez modos de falla son
más frecuentes en rocas duras. Ejemplos de materiales típicos
en los cuales también son observados estos modos de falla, se
indican en la Tabla 1. Los contenidos de esta tabla serán
presentados en detalle en los siguientes párrafos.
Tabla 1 Modos típicos de fallamiento en taludes de rocas
MODO DE FALLA
ROCAS TÍPICAS
Hundimiento
(cortante
con
rotación inversa)
Arcillas-lutitas blandas o intemperizadas;
rellenos de falla; tobas blandas.
Erosión/Tubificación
Suelos residuales limosos, especialmente
granito desintegrado, rellenos limosos de falla,
areniscas
no
cementadas,
sedimentos
piroclásticos sin arcilla, no cementados.
Desprendimiento
Brechas
y
cementados,
fracturadas.
Deslizamiento
sobre
"fracturamiento en
capas"
preexistentes o de
nueva formación
"Fracturamiento en capas" preexistentes en
granitos y areniscas, fracturas en capas
nuevas, en rocas duras intemperizadas sobre
taludes muy inclinados, areniscas masivas
frágiles y piroclásticos.
Roca triturada
desintegrada
Las rocas suaves forman puenteo de roca que
impide el movimiento de bloques; las rocas
rígidas originan el fallamiento por capacidad
de carga de rocas suaves o suelos
subyacentes, i. e. Tobas pobremente soldadas
sobre tobas suaves alteradas.
o
conglomerados
rocas
duras
pobremente
densamente
Deslizamiento
de
un
bloque
o
múltiples
bloques
sobre un plano
Rocas duras o suaves con discontinuidades
bien definidas, ejemplos: rocas sedimentarias
estratificadas, rocas volcánicas de flujo,
granito fracturado en bloques, aún si están
alterados y rocas metamórficas foliadas.
Deslizamiento
de
un
bloque
o
múltiples bloques a
través de una línea
de intersección
Rocas en bloques, con dos sistemas continuos
de
fracturamiento,
como
las
rocas
sedimentarias con fracturamiento ortogonal,
rocas falladas, granitos fracturados en bloques
y especialmente rocas metamórficas foliadas.
Hundimiento
o
asentamiento de un
bloque o múltiples
bloques
(rotación
inversa sobre una
esquina o arista del
bloque).
Rocas duras con fracturas persistentes
paralelas, buzando hacia el espacio libre, con
mayor inclinación que el ángulo del talud y al
menos una fractura plana aflora en el corte.
Se desarrolla principalmente en pizarras,
filitas y esquistos.
Volteo de un bloque
o múltiples bloques
(rotación
hacia
adelante sobre un
borde o arista)
Rocas duras con fracturas paralelas buzando
hacia
el
macizo
rocoso,
con
o
sin
fracturamiento ortogonal. Se desarrolla mejor
en pizarras, filitas, esquistos y en rocas
sedimentarias estratificadas con buzamiento
fuerte; también en granitos fracturados en
bloques.
Colapso
columnas
Rocas sedimentarias débiles, de estratificación
delgada con buzamiento paralelo al talud, sin
fracturamiento
ortogonal.
Se
presenta
típicamente
en
lutitas/areniscas,
lutitas/pedernal, horizontes de carbón y
pizarras, filitas o esquistos.
de
Deslizamiento
volteo al pie
por
Deslizamiento
por
Rocas típicas al volteo, al pie de un derrumbe
o deslizamiento en bloque, particularmente
cuando el pie del deslizamiento es una falla.
Rocas típicas al volteo que subyacen a un
volteo en la base
deslizamiento o deslizamiento de bloque,
particularmente
donde
la
base
del
deslizamiento es una superficie de falla.
Deslizamiento por
ruptura en la base
Rocas débiles que se pueden romper bajo un
esfuerzo cortante paralelo a la superficie del
deslizamiento, donde la superficie aflora en
una ladera pronunciada o tajo.
Torsión o rotación
de bloques
Macizo
rocoso
en
bloques
donde
el
deslizamiento sobre una superficie potencial
de deslizamiento, es impedido por la
rugosidad y el puenteo de las fracturas,
formando una "bisagra".
Rotación
de
bloques a través de
una esquina
Macizo rocoso en bloques que puede deslizar a
lo largo de una línea de intersección, pero son
impedidos de hacerlo por la rugosidad y
puenteo de las fracturas en donde la esquina
aflora.
Estallido de rocas
Movimientos dinámicos violentos y nuevas
fracturas debido a esfuerzos insitu; se
presenta ocasionalmente en canteras de rocas
metamórficas y graníticas sin uso de
explosivos.
Fuente: Goodman, Richard E. 1998. El Comportamiento de la
Roca en Taludes. CUADERNOS FICA. MEXICO.
Si un talud de roca es grande y contiene una variedad de
estructuras y tipos de roca, no debe esperarse que una sola
forma de fallamiento cubra todos los sectores. Por el contrario,
en una masa rocosa en deslizamiento sería razonable encontrar
más de uno de los mecanismos de falla simple, actuando
simultáneamente; una parte puede estar deslizándose, otra
volcándose, otra experimentando erosión e incluso otra sufriendo
fracturamiento y destrucción de lo que previamente era una
masa de roca continua. Algunos de los principios que gobiernan
este comportamiento complejo son los siguientes.
Los bloques aislados se forman por la intersección de
discontinuidades pre-existentes y la superficie de la excavación.
Los bloques orientados desfavorablemente se mueven primero,
dejando en su lugar un nuevo espacio hacia el cual los bloques
adyacentes pueden moverse; los primeros fueron denominados
"bloques clave" por Goodman y Shi (1985).
El deslizamiento a lo largo de una cara o de un borde de bloque
de roca que esté orientado desfavorablemente, ocurrirá si se
cumplen las condiciones cinemáticas. La condición más
importante es que el bloque sea "removible" en el espacio
excavado, implicando que la dirección de movimiento incipiente
aflora o tiene salida hacia la excavación.
Si se impide el movimiento por deslizamiento, se favorece al
mismo tiempo el movimiento por rotación. Por lo tanto, cuando
las posibilidades de deslizamiento son impedidas, debido a que
los planos de deslizamiento no afloran hacia la excavación,
pueden ocurrir mecanismos por volteo, pandeo (buckling),
hundimiento de bloque (block slumping) y fallamiento por torsión
o torsional failure.
Los bloques incompletos que no están totalmente cortados por el
sistema de discontinuidades (implicando que no están
completamente "aislados"), podrían fallar cuando la formación de
nuevas fracturas en la roca los termine de aislar.
Estos principios cubren la mayor parte de los modos de falla de
la Tabla 1, la cual examinaremos metódicamente de abajo hacia
arriba.
El hundimiento (slumping) es la clásica falla por corte con
rotación inversa, mejor desarrollada en suelos arcillosos. Solo
algunos tipos de masas de roca son suficientemente blandos
como para desarrollar un verdadero hundimiento, la mayoría
carecen de estructuras o estratos blandos. Los tipos de roca que
generan este tipo de fallamiento son ricas en arcilla, ablandadas
por relajamiento y por la acción del agua, como por ejemplo
esquistos arcillosos ricos en esmectita y rocas tobaceas
meteorizadas o alteradas. Las fallas por hundimiento también
pueden ocurrir en rocas altamente fisuradas, que contienen
tantas discontinuidades que pueden considerarse efectivamente
homogéneas, como por ejemplo las que se encuentran en zonas
adyacentes a fallas tectónicas, en sedimentos Terciarios y en
formaciones rocosas que contienen carbón. En la mayoría de las
demás rocas, las fracturas se originan por tensión, más que por
ruptura al corte, de manera que es raro encontrar la clásica
superficie de falla circular.
La Figura 2A muestra un estilo de falla por hundimiento que se
encuentra en formaciones rocosas, en las cuales el material que
se desliza es levantado por presiones de agua de un acuífero
subyacente, cuyo drenaje hacia el fondo del valle ha sido
impedido. La causa principal de este deslizamiento son las altas
presiones de poro en la formación que se desliza, la cual actúa
como un acuicludo. La Figura 2B muestra un caso similar en el
cual las altas presiones de poro son causadas por una capa
impermeable en la base del talud, que impide el flujo de las
aguas subterráneas. Siguiendo con el mismo concepto, Terzaghi
advirtió repetidamente acerca del efecto desestabilizador de las
presiones de poro que se producen cuando los estratos
sedimentarios impiden el flujo de agua subterránea a través de
fracturas con alta permeabilidad.
La erosión puede degradar seriamente un talud en rocas, ya sea
por flujo concentrado de aguas superficiales, o debido a erosión
interna o tubificación, particularmente en sedimentos limosos
poco cementados, en granito altamente meteorizado y en
"tucurugüay". La erosión interna y la tubificación pueden ocurrir
cuando los taludes naturales o artificiales contienen material
limoso suelto en contacto con una roca dura, con fracturas
abiertas, lo cual ocurre sistemáticamente en series de rocas
volcánicas y en zonas de falla. Si los suelos erosionables están
aguas abajo de una roca con fracturas abiertas, la filtración
puede iniciar un proceso de erosión rápida, el cual pone en
peligro las rocas adyacentes al cambiar la configuración de la
excavación y socavar su soporte. Si los suelos erosionables están
aguas arriba de las discontinuidades abiertas, es posible la
erosión interna en las fracturas, pero generalmente causa menor
daño al talud (aunque puede ser perjudicial para estructuras
aguas arriba).
El desprendimiento (ravelling) se refiere al relajamiento y
erosión progresiva de cantos o bloques de la superficie del talud.
Es un proceso de desgaste de masas y erosión gradual por
meteorización y transporte gravitacional. Las rocas altamente
fracturadas, como son el basalto columnar y las areniscas
frágiles que se encuentran sobre lutitas blandas, pueden llegar a
formar grandes conos de deyección por este proceso.
Dependiendo de la forma de la sección del talud, las partículas
en movimiento pueden llegar a convertirse en proyectiles.
El fracturamiento en capas (sheet jointing) describe estructuras
por extensión que se forman a poca profundidad y paralelas a la
superficie. El fracturamiento en capas clásico, que ocurre en
rocas graníticas y en areniscas masivas, existe antes de la
excavación y es sub-paralelo a la pendiente original del talud.
Sin embargo, tiende a formarse un nuevo fracturamiento en
capas paralelo al talud, con pendiente fuerte en rocas duras o
blandas que estén relativamente sanas. Si la inclinación de este
fracturamiento es mayor que el ángulo de fricción entre las
paredes de la discontinuidad, como suele ocurrir, el talud es
estable solamente por acción de los esfuerzos de tensión en la
parte superior de la porción más acantilada de las capas, las
cuales en realidad quedan colgando. Las grietas nuevas, como se
muestra en la Figura 1D, permiten que estas capas se
desprendan. La meteorización de estas capas reduce la
resistencia a la tensión (a una velocidad sorprendente en climas
húmedos y cálidos), permitiendo su desprendimiento y
consecuente caída. La Figura 3 muestra el fallamiento de una
capa colgante formada debajo de un talud recientemente
excavado. Este deslizamiento es destructivo porque ocurre
inesperadamente. Si el talud es alto, el volumen de material
puede ser grande, aún si la nueva capa es delgada.
La Figura 4 ilustra un mecanismo de relajamiento de un macizo
rocoso (rock-mass loosening) que se parece a la formación de
fracturamiento en capas y opera en areniscas alternadas con
lutitas. Cuando el talud se expande hacia adelante, la arenisca se
parte, mientras que la lutita sufre degradación. La capa entera
puede fallar más tarde, debido a la acción de agua o hielo,
degradación progresiva o como un resultado inadvertido de
inyección de lechadas. Ya en 1962 Terzaghi llamó la atención
contra la degradación de taludes después de su formación.
En el análisis de falla de taludes es poco frecuente que la roca
triturada (rock crushing) sea instrumentada, no obstante la
acción importante de las discontinuidades en una masa rocosa.
La ruptura del puenteo de las discontinuidades en la roca (rock
bridges) permite el aislamiento de algunos bloques deslizantes,
que de otra manera hubieran fallado al inicio de la excavación.
Debido a la continuidad finita de la mayoría de las
discontinuidades, los deslizamientos importantes inicialmente,
pueden no estar aislados totalmente por el sistema de
discontinuidades. Después de la excavación, el crecimiento
gradual de grietas aumenta los esfuerzos, concentrándolos en la
porción no-fracturada del puenteo, conduciendo a un incremento
en la velocidad de movimiento y a su consiguiente fallamiento.
El deslizamiento en bloque (block sliding) en un plano de
debilidad puede ocurrir solamente después de que la masa a
deslizarse haya sido completamente aislada. En el caso de una
masa de roca con un grupo dominante de juntas de
estratificación, el deslizamiento no puede ocurrir a no ser que el
aislamiento lateral del bloque se logre por la presencia de
arroyos o bien si en los costados ha ocurrido desplazamiento
lateral tipo falla por cortante. Esto último se facilita por la
ocurrencia de fallas individuales o zonas de cizallamiento que
cortan la masa a deslizarse en una dirección más o menos
paralela al buzamiento de la superficie de deslizamiento.
Los bloques definidos por tres o más sistemas de fracturamiento
sensiblemente paralelos no requieren de ninguna otra estructura
o elemento topográfico si definimos que son removibles en el
espacio excavado. Una prueba simple de movilidad determinada
por el teorema de Shi, es una de las contribuciones más
importantes de la teoría de bloques, como fue tratado por
Goodman (1995). Los bloques que pueden ser removibles
pueden deslizarse en un solo plano o en dos planos que se
intersectan, moviéndose a lo largo de una de las aristas del
bloque (una línea de intersección entre dos fracturas). También
pueden moverse en un modo rotacional, como será descrito a
continuación.
Los deslizamientos de cuña (wedge slides) ocurren en taludes
convexos cortados solamente por dos superficies de
discontinuidad no paralelas. En estos casos, los bloques son
labrados con aproximadamente cuatro caras por los dos planos
de discontinuidad en la roca y por dos planos tangentes a la
superficie. Por lo tanto no es necesaria la presencia de
superficies laterales para aislar el bloque cuando éste está a
punto de deslizarse. En consecuencia, grandes masas deslizantes
pueden ser liberadas por la intersección de una zona de
cizallamiento o una falla de contacto entre dos miembros o dos
formaciones o cualquier otra estructura bien definida, como un
plano de estratificación buzante. Un ingeniero o un geólogo a
quien se confía la seguridad de taludes en roca tiene que poner
atención especial a la interpretación del mapa geológico de un
proyecto, para asegurarse que este tipo de intersección no quede
expuesta por la excavación proyectada.
El hundimiento de bloques (block slumping) describe un modo de
rotación inversa donde bloques de roca dura se mueven de su
contacto original de cara a cara, a un contacto de borde a cara.
Descrito inicialmente por Wittke (1965), el modo de falla de
hundimiento de bloques es el tema de una reciente disertación
doctoral por Kieffer (1998). La Figura 5, tomada de la tesis de
Kieffer, muestra como el hundimiento de varios bloques produce
un escarpe que se asemeja en general a aquel que se produce
en la falla por hundimiento (rotación) en suelos; sin embargo la
anatomía interna es distinta, con bloques independientes que
sufren rotación inversa y grandes aperturas tabulares. La Figura
6, también de Kieffer (1998), muestra como los bloques
hundidos cambian de acuerdo al grado de fracturamiento
transversal. En los tres casos, las capas están impedidas de
deslizarse solamente sobre los planos de estratificación
sumamente inclinados; en cambio se deslizan simultáneamente
sobre la estratificación y un plano de fracturamiento transversal
poco inclinado; esto atribuye a los estratos una acción similar a
la mecánica de vigas, las cuales se fracturan y deforman.
La Figura 7 muestra un modo similar en el cual un bloque tras
otro experimentó hundimiento y se deslizó hacia abajo sin rotar
ni cambiar de orientación sobre un estrato subyacente blando.
Sin exploración del subsuelo, es posible confundir este talud de
bloques de roca, con un talud en un macizo rocoso homogéneo
de roca estratificada.
El volteo (toppling) es una forma de fallamiento profundo en
taludes, en los cuales los bloques o columnas tienen un
buzamiento opuesto a la superficie expuesta, de manera que un
estrato tiende a quedar colgado y soportado solamente por la
resistencia pasiva de las capas de la base del talud. La Figura 8
muestra tres clases de roturas por volteo, nombradas por
Goodman and Bray (1976).
El conferencista se ve obligado a confesarles su frustración en
intentar comunicar el impacto de este mecanismo de fallamiento
a algunos geólogos, cuya aceptación del volteo como un riesgo
en taludes se encuentra impedida por su extraña atracción a la
explicación de que esto no es nada más que un flujo de rocas
(rock-creep). Es cierto que un mecanismo de flujo, visto desde la
perspectiva de la geología física, incluye una lenta rotación,
similar al volteo de estratos muy inclinados, el cual incluye una
flexión a poca profundidad. Para el autor, el término flujo implica
un movimiento lento y semi-contínuo bajo un esfuerzo
constante, el cual no lleva necesariamente a un fallamiento. En
cambio los fallamientos por volteo pueden ser profundos,
grandes y rápidos y pueden incluir roca fresca muy por debajo
de la zona de verdadero flujo geológico. Como cualquier
deslizamiento, el periodo de movimiento rápido es precedido por
movimientos que van acelerando lentamente a medida que el
peso de la roca se redistribuye hacia los extremos de los bloques
al pie del talud. Después de la rotura principal, el macizo rocoso,
ahora roto en flexión, continúa su lento "caminar" cuesta abajo y
en esta condición, con seguridad dañaría tuberías de conducción
colocadas erróneamente sobre un macizo rocoso con mecanismo
de volteo (un error que aparentemente es muy común).
Las fallas de hundimiento de bloques y volteo pueden producir
frentes escarpados de bloques de roca sueltos. Este material de
talud suelto puede convertirse en un grave peligro para
construcciones ubicadas cuesta abajo.
El colapso de columnas (column collapse), o pandeo (buckling)
describe fallas por compresión de columnas de roca, los cuales
se desarrollan típicamente en un rebaje de mina. Como se ilustra
en la Figura 9, este modo es distinto al típico pandeo de una
columna homogénea rodeada por completo de espacio abierto. El
pandeo de un estrato de roca puede ocurrir solamente en una
dirección; es más, el inicio del colapso de una columna de roca
se desarrolla a partir de alguna imperfección inicial del estrato,
como puede ser una flexión menor o una zona blanda en el
material, en algún punto de la región de esfuerzo crítico en su
parte baja, como fue tratado por Cavers (1981). Es probable que
algunos fallamientos atribuidos a pandeo ocurrieron en realidad
debido a un hundimiento de bloques, facilitado por un
fracturamiento en cruz en la parte inferior de la columna. La
Figura 10, de Kieffer (1998) muestra una forma de fallamiento
intermedia entre los modos de hundimiento de bloques y
pandeo, el cual puede ser denominado hundimiento por bandas
plegadas (kink-band slumping).
Una serie de fallamientos secundarios de volteo, presentados por
Goodman y Bray (1976), están ilustrados en las Figuras 11 y 12.
El deslizamiento por volteo al pie, ocurre cuando las capas que
están impedidas de deslizarse (porque no afloran al espacio
abierto) ocupan la región pasiva de un deslizamiento en bloque.
La Figura 11C muestra un ejemplo del caso, que ocurrió por la
existencia de una falla en la base de estratos potencialmente
deslizables, que no afloraban al espacio abierto. En realidad este
es un mecanismo activo/pasivo de dos bloques, en el cual la
región pasiva se vuelca en vez de deslizarse.
La Figura 12 muestra dos casos adicionales de deslizamiento por
volteo al pie. El deslizamiento a la izquierda del valle (a) tiene un
bloque activo compuesto de filitas intemperizadas moviéndose a
lo largo de un plano de debilidad a poca profundidad (como por
ejemplo sobre una nueva fractura en capas) y se apoya contra
un bloque pasivo con estructuras densas de foliación altamente
inclinadas hacia el fondo del valle. Obsérvese que la punta del
volteo y forma del bloque pasivo no podrían experimentar volteo
bajo su propio peso, ya que las columnas de este bloque, antes
de entrar en flexión, no son colgantes. En el deslizamiento del
lado derecho del valle de la Figura 12, el bloque activo es una
unidad metamórfica masiva y el bloque pasivo está formado por
una filita con discontinuidades frecuentes, inclinada hacia el
talud, en la forma típica de un volteo por peso propio.
En el deslizamiento por volteo en la base, ilustrado en Figura
11B, la transmisión de esfuerzos horizontales de cortante a lo
largo de la base de un deslizamiento incipiente, causa el volteo
de los estratos con buzamiento fuerte, que forman el cimiento al
pie del deslizamiento, lo cual desencadena la destrucción de los
cantiles sobreyacentes. El deslizamiento por ruptura en la base,
ilustrado en la Figura 13, es similar, pero el bloque pasivo falla
como un material de roca intacta blanda. En el caso ilustrado, el
esfuerzo cortante transmitido bajo el pie del deslizamiento
induce el rompimiento por tensión de la roca de esta formación.
El debilitamiento y la destrucción al pie del talud pueden hacer
que una masa rocosa que estaba experimentando flujo
previamente, sufra un derrumbe completo.
La torsión de bloque (block torsion) es una forma de fallamiento
de un solo bloque, en el cual una restricción local al
desplazamiento hace que el bloque rote a partir de una charnela,
en el punto donde el deslizamiento es impedido. Detenido en su
deslizamiento, el bloque se mueve rotacionalmente a lo largo de
una superficie de contacto. Este mecanismo de falla puede
sorprender a un constructor que ancló un bloque, colocándolo
cerca de una arista del bloque. La rotación del bloque en una
arista es similar, con un movimiento rotacional del bloque hacia
adelante, sin que haya contacto en ningún plano. El análisis de
este tipo de fallamiento por rotación fue presentado por Wittke
(1984) y Mauldon y Goodman (1990).
El último modo de fallamiento en la Tabla 1, estallamiento de
roca (rock bursting), se refiere a la ruptura de la roca cerca de la
superficie debido a los elevados esfuerzos tangenciales. Este
modo difiere de la formación de fracturamiento en capas descrito
anteriormente, donde el crecimiento de la fractura y la
destrucción de la roca son eventos dinámicos. El estallamiento
de roca ocurre típicamente en canteras de granito y en regiones
con esfuerzos muy altos, pero también puede ocurrir en canteras
de mármoles y cuando se excavan taludes en roca dura, en la
base de un cañón angosto y profundo.
De esta lista de mecanismos de falla de talud, uno puede
apreciar lo importante que es la caracterización del macizo
rocoso y su estructura, para poder juzgar el tipo de fallamiento.
Para descifrar el modo o modos de fallamiento, las herramientas
elementales son el mapeo geológico estructural, la medición de
alturas piezométricas y de manantiales a lo largo del talud y la
observación de las deformaciones del talud por medio de
medición topográfica de puntos fijos en la macizo rocoso y, si es
posible, de inclinómetros. La Figura 14 compara la información
de dos inclinómetros en un deslizamiento (a) y en un volteo (b).
La diferencia más significativa de esta distribución de
desplazamientos se debe al hecho de que el deslizamiento
incluye esencialmente movimiento de cuerpo rígido de toda la
masa que se desliza, en cambio el volteo es un movimiento de
inclinación con desplazamientos predominantemente horizontales
que decrecen linealmente a medida que la profundidad aumenta.
Una vez que se ha determinado el mecanismo de fallamiento, el
grado de seguridad puede ser evaluado usando estática
tridimensional, con diagramas de cuerpo libre deducidos del
mapa geológico y de las presiones de agua calculadas a través
de piezómetros. El análisis de equilibrio límite usando la teoría de
bloques, se aplica en particular cuando hay un deslizamiento de
un solo bloque de forma tridimensional compleja. La teoría de
bloques determina la influencia que tiene la orientación del talud
en la forma de falla y en la estabilidad del talud. Con modos de
falla bi-dimensionales, como puede ser volteo, volteo secundario,
hundimiento de bloques y deslizamiento simple. Estudios de este
tipo están dentro de la capacidad de, por ejemplo, análisis
numérico por UDEC, DDA y FLAC. El enfoque numérico permite
al analista la comparación del costo relativo de distintos medidas
de tratamiento, o permite juzgar la posibilidad de que la erosión
subsecuente, excavación o deformación puedan desencadenar un
fallamiento global. Goodman y Bray (1976) presentaron un
método de equilibrio límite para taludes experimentando volteo;
Ke, Thapa y Goodman (1994) extendieron este análisis para
incluir el arrastre de suelo sobre la superficie y las presiones de
agua entre los bloques. Kieffer (1998) desarrolló un método de
equilibrio límite para el análisis de hundimiento múltiple de
bloques.
Entre las causas básicas que propician deslizamientos, se
distingue el grupo de causas cinemáticas. Estos son eventos que
cambian las condiciones geométricas de frontera en el
deslizamiento, a través de la erosión o de la excavación. La
Figura 15 muestra algunos ejemplos. En la Figura 15A, la
excavación de sedimentos y de material previamente deslizado
completa el aislamiento al pie de un antiguo deslizamiento de
roca. En la Figura 15B, la excavación de un túnel de grandes
dimensiones debajo de una superficie de cizallamiento aflorante,
causa una cadena de eventos que liberan el deslizamiento de
bloques en los taludes de arriba. Los rebajes mineros en el pie
de un talud muy inclinado también pueden causar deslizamientos
o volteos (como es el caso del famoso deslizamiento de Turtle
Mountain, cerca de Frank, Alberta).
La Figura 15C muestra un caso en el que una nueva excavación
en el costado de un cerro hace aflorar la superficie de
deslizamiento de un nuevo deslizamiento en bloque. En la Figura
15D, el continuo volteo en la base profunda de una montaña
crea nuevos bloques debido a que la inclinación de las juntas
transversales aumenta gradualmente. La Figura 15E muestra
una condición común en costas rocosas, en las cuales el continuo
golpeo de las olas y la erosión al pie de los acantilados rocosos
remueven el soporte esencial de la masa rocosa, con riesgo de
volteo. De la misma manera, la erosión del mar puede provocar
asentamientos y deslizamientos al cambiar las condiciones de
frontera a lo largo de la base de la falla potencial.
La Figura 15F muestra como la erosión de una cañada puede
aislar deslizamientos de cuñas. Esta es una causa cinemática que
es poco entendida y merece más atención. La erosión no sólo
remueve el soporte de la tierra y cambia las condiciones
hidrológicas, sino también cambia la configuración del talud en
roca y aumenta el espacio vacío. La teoría
de bloques puede ser usada para calcular el daño potencial que
esto puede ocasionar en un caso particular. Se considera que los
problemas de taludes en roca son de muchas más variaciones y
complejidad de lo que generalmente es aceptado.
El objetivo de esta clasificación propuesta por Richard Goodman
(1998) a sido reconocer el amplio espectro de responsabilidades
y posibilidades que tenemos cuando movemos rocas o ubicamos
una nueva estructura en un terreno inclinado. Una clasificación
en este sentido es tan útil para el ingeniero como fue la
apreciación de Karl Terzaghi sobre la variedad de tipos de suelos
arcillosos. Como Terzaghi escribió a R. L. Loofbourow en 1953,
"¿cómo pretenden describir lo que saben acerca de las
propiedades físicas de rocas, y cómo pueden relacionar sus
experiencias con las de otros si no tienen un lenguaje común
adecuado?"
En resumen:
Cualquier clasificación debe considerar, en primer lugar que la
rotura de un talud rocoso puede ocurrir según formas muy
diferentes. En la mayoría de los casos la rotura de la masa
rocosa está gobernada por las discontinuidades y se produce
según superficies formadas por una o varias juntas.
Las formas básicas son bien conocidas (véase por ejemplo HOEK,
BRAY, 1974) y se resumen a continuación:
•
Roturas planas según juntas predominantes y/o
continuas que buzan hacia el talud, y cuyo rumbo es
bastante paralelo al de la cara del talud. Las
condiciones de inestabilidad son dos:
o que las juntas críticas bucen menos que el
talud.
o que la resistencia al esfuerzo cortante
movilizada en la junta crítica no sea suficiente
para asegurar la estabilidad (lo que en la
práctica equivale muchas veces, pero no
siempre, a la condición de que el ángulo de
buzamiento sea superior al de rozamiento).
Las roturas planas pueden ocurrir en cualquier tipo
de masa rocosa. Son frecuentes a favor de los
planos de estratificación o de accidentes
tectónicos. El tamaño de la rotura depende de la
continuidad de las juntas y puede llegar a ser muy
grande.
•
Roturas en cuña según dos juntas de diferentes
familias cuya intersección ("quilla") buce hacia el
talud. Las condiciones de estabilidad son similares a
las de la roturas planas y pueden analizarse
considerando al buzamiento de la quilla. Un "factor
de cuña", que depende de la geometría, multiplica la
resistencia al esfuerzo cortante movilizada en las
caras de las juntas. Muchas aparentes roturas en
cuña son roturas planas según una de las juntas, ya
que no se cumplen las condiciones cinemáticamente
necesarias para que la rotura se produzca con
deslizamiento simultaneo según las dos caras de la
cuña. Esta forma de rotura depende de las
condiciones y orientaciones de las diferentes familias
de juntas y suele ser más frecuente que las roturas
planas, pero con dimensiones más reducidas.
•
Roturas por vuelco ("toppling") según una familia
de juntas predominantes y/o continuas que buzan
contra el talud y cuyo rumbo es casi paralelo al de la
cara del talud. En este tipo de rotura se producen
deslizamientos a lo largo de las juntas, que
frecuentemente están meteorizadas. En la práctica
aparecen dos clases diferentes de vuelco: vuelcos
menores que afectan a un espesor reducido, cerca de
la superficie del talud y vuelcos importantes,
profundos, que producen grandes deformaciones y
pueden ser confundidos con roturas planas. En
ambos casos las roturas se desarrollan lentamente y
no suelen dar origen a caídas repentinas. Existen
muchos casos de taludes rotos por vuelco de
estratos, pero no caídos.
•
2. 3.
Roturas globales, tipo suelo, según superficies que
pueden desarrollarse parcialmente a lo largo de
juntas, pero que normalmente las cruzan. Esta forma
de rotura solo puede ocurrir en macizos rocosos muy
diaclasados, con un tamaño característico de bloque
pequeño respecto al talud, o en roca muy blanda o
muy meteorizada.
Principios básicos en el diseño de taludes
Es importante saber el comportamiento geotécnico de la
zona a estudiar; ya que de estos resultados se hace el
análisis para el diseño del talud. Estas variables permiten
determinar el número de fracturas tensionales y los
deslizamientos.
2.3.1 Análisis estructural de la zona a estudiar.
La roca difiere de la mayoría de materiales utilizados en
obras de ingeniería porque contienen fracturas de un tipo u
otro que tipifican a la roca como esencialmente
discontinua. En tal sentido debe diferenciarse entre el
término de roca intacta y macizo rocoso. Roca intacta
constituye básicamente una muestra de roca competente y
fresca, mientras que macizo rocoso involucra a la roca en
su estado natural en el campo incluyendo planos de
estratificación, plegamientos, fallas, diaclasas, zonas de
corte, diques, etc. . La naturaleza y distribución de todos
los fenómenos estructurales determinan la estructura del
macizo rocoso.
Para evaluar la estabilidad de los taludes se debe
considerar sistemas de clasificación geomecánica de los
macizos rocosos. Existen sistemas de clasificación como el
sistema Q (Barton, 1974) y el sistema RMR (Bieniawski,
1976) que han tenido una amplia aceptación en las
aplicaciones de mecánica de rocas.
2.3.2 Clasificación de Bienamski:
La primera clasificación sistema RMR (Rock Mass Rating) es
el sistema de valoración del macizo rocoso que fue
propuesta en 1973 y modificada en 1976, considera seis
parámetros importantes:
1°.
2°.
Resistencia de la roca intacta.- Se refiere a la
resistencia a la compresión biaxial de la roca intacta
generalmente en testigos o alternativamente para
rocas que no tengan muy baja resistencia se utiliza el
índice de carga puntual.
-
Resistencia a la compresión simple
-
Indice de carga puntual
R.Q.D. .- Es un índice que está ligado a la calidad de
la roca.
El RQD (Rock Quality Designation) es el Indice de
Calidad de la Roca, que intenta cuantificar el
espaciamiento de las discontinuidades y la calidad de
la roca, el RQD es determinado de los testigos de
perforación diamantina y está dado por la siguiente
expresión:
RQD =
100∑ x i
L
RQD= 0 – 100%
Donde:
xi= Son las longitudes de trozos o piezas de
testigo recuperados que mide igual o más de
10 cm. o 4 pulg.
L = Longitud total del taladro perforado.
Clasificación de la roca en función del RQD:
0
- 30% Roca mala
30 - 50% Regular
50 - 70% Buena
> 70%
Muy Buena
Ejemplo para calcular el RQD (Deere, 1989):
L = 38 cm.
L = 17 cm.
Longitud total = 200 cm.
Piezas > 10 cm.
L
RQD =
L = 20 cm.
RQD =
∑ Longitud
total de testigos
Longitud Total
* 100
38 + 17 + 20 + 35
* 100 = 55%
200
L = 35 cm.
Final del taladro
L
Ninguna recuperación
3°.
Espaciamiento de diaclasas o discontinuidades.Se utiliza para descubrir todo tipo de
discontinuidades.
4°.
Condición de las diaclasas o discontinuidades
(rugosidad, diaclasa, relleno).
5°.
Las condiciones del agua subterránea, dado por
las infiltraciones (seepages).
6°.
Orientación de las discontinuidades.
2.3.3.
Información Lito-estructural
Se debe tener muy en cuenta la zona a estudiar,
para así poder obtener la información lito-estructural,
que será base fundamental para el análisis, diseño y
monitoreo de taludes de la zona escogida (minas).
Entre las principales informaciones lito-estructurales
que necesitamos son las siguientes:
a) Planos de estratificación, son los fenómenos
que dividen a las rocas sedimentarias en
paquetes
de
estratos
y
representan
interrupciones en el proceso de del material
rocoso, estos planos pueden contener diferentes
tipos de grano, puede presentar alguna
orientación
preferencial
de
deposición
y
presentan además resistencia a la fricción
cohesiva.
b) Plegamientos, Son las estructuras en la cual los
estratos han cambiado de orientación y han sido
sometidos a procesos de deflexión derivados de
la aplicación de esfuerzos tectónicos posteriores a
su deposición, estos fenómenos pueden ser
regionales o locales
y son clasificados de
acuerdo a su geometría y método de
deformación.
c)
Fallas, Son fracturas en las cuales se pueden
identificar un desplazamiento de la roca en los
lados opuestos al plano de la falla, el sentido de
este desplazamiento es frecuentemente utilizado
para clasificar las fallas. Hay que tener muy en
cuenta en la mina el espesor de las fallas y si
éstas contienen algún material de relleno , por
ejemplo panizo, brechas o fragmentos angulares,
etc.
d) Zonas de corte, están basadas en material en
las que las fallas de corte han tenido lugar. Estas
zonas representan áreas donde se han liberado
gran cantidad de esfuerzos.
e) Diques, éstas estructuras largas y delgadas
generalmente en roca ígnea y de grano fino con
buzamiento bastante pronunciado o subhorizontal
y con sus lados aproximadamente paralelos,
determinan el ancho que va de un cm. a unos
mts. Los márgenes de un dique están
frecuentemente fracturados y alterados y
constituyen zonas potenciales para percolación
de agua subterránea.
f)
Diaclasas, constituyen los problemas más
comunes
y
geotécnicamente
los
más
significantes. Estas diaclasas son pequeñas
roturas de origen geológico a lo largo de las
cuales no hay un desplazamiento visible. Un
grupo de diaclasas paralelas es denominado
conjunto de diaclasas las cuales al intersectarse
constituyen
un
sistema
de
diaclasas.
Frecuentemente se presenta paralela al plano de
estratificación, a planos de exfoliación o clivaje.
2.3.4 Geotecnia de la zona.
Aquí se describirán las características de la zona a
estudiar principalmente los resultados de laboratorio
ya sea de mina u otros especiales que se realizarán
en laboratorios que tengan reconocimiento adecuado.
2.3.5. Caracterización del macizo rocoso.
Cuando un macizo rocoso es formado por diversas
variedades de rocas, es necesario identificarlas y
caracterizarlas, puesto que la combinación de ellas
puede ocasionar un comportamiento mecánico
diferente de eso que tendría una masa o fase
homogénea. La posición especial del tipo rocoso
relativamente determina una geometría del talud u
otra información importante para el estudio de
estabilidad, de modo que es esencial proceder a los
levantamientos geológicos detallados cuando estos
ocurren.
2.3.6 Análisis de rocas
Se obtendrán de los resultados obtenidos en el campo y
laboratorio, es muy importante tener a consideración las
propiedades físicas para poder así dar sentido y orientación
al talud estudiado y así poder obtener un factor de
seguridad estable y seguro.
Se deben tener en consideración las siguientes propiedades
físicas:
2.3.7 Propiedades físicas
Orientación, es la discontinuidad en el espacio,
puede describirse por el buzamiento medido respecto
a la horizontal y la dirección de este buzamiento o el
azimut medido en el sentido horario del norte
verdadero. Las orientaciones de las discontinuidades
con relación a los frentes de explotación tienen un
efecto dominante en la estabilidad de las labores ya
sea por caída de bloques o por deslizamiento de roca.
Espaciamiento, es la distancia perpendicular entre
discontinuidades adyacentes y es generalmente
expresado como la medida del espaciamiento de un
conjunto de diaclasas (discontinuidades).
d1
c1
d2
c2
d3
d4
.
n
x=∑
i =1
di
n
Rugosidad, es una medida de la naturaleza de la
superficie existente en el plano de la discontinuidad.
La rugosidad de las paredes de una discontinuidad
inciden en gran medida en la resistencia al corte. La
importancia de la rugosidad disminuye a medida que
se incrementa la apertura o espesor del relleno en la
discontinuidad.
1
2
3
Figura 01: 1. Ondulado ; 2. Accidentado ;
3. Típico de deslizamientos.
2.3.8 Propiedades mecánicas.
Persistencia, es el término utilizado para describir
la
extensión
del
área
o
tamaño
de
las
discontinuidades en un determinado plano. Esta
persistencia puede cuantificarse observando los
afloramientos de estas discontinuidades.
Apertura, es la distancia perpendicular que separa
las paredes adyacentes de una discontinuidad abierta
en que el espacio puede estar rellenado con aire,
agua u otro material geológico.
Aperturas
considerables
pueden
resultar
de
desplazamientos de corte o de discontinuidades con
bastante rugosidad en donde el material de relleno
ha sido lavado.
Una característica importante de la apertura de una
discontinuidad es su influencia en la permeabilidad
de la discontinuidad y del macizo rocoso. La
permeabilidad o discontinuidad hidráulica que se
expresa:
Donde:
g = Gravedad m/s2.
e = Abertura de la
g e3
K =
discontinuidad m.
12 v
v = Viscosidad del fluido que
para el caso del agua a
20°C es 1.01x10-6 m2/s.
Relleno, es el término utilizado para describir el
material que se encuentra entre las paredes de la
discontinuidad. Estos materiales pueden ser calcita,
clorita, arcilla, panizo, brecha, cuarzo, o pirita. La
calidad del relleno tendrá una resistencia gravitante
en la resistencia al corte de las discontinuidades.
El comportamiento de las discontinuidades como
rellenos dependerá del amplio rango de propiedades
que presentan los materiales de relleno como son:
a. La mineralogía del material de relleno
b. El tamaño y forma de las partículas
c. Contenido de agua y permeabilidad.
d. Deslizamientos previos de corte.
e. Rugosidad de las paredes.
f. Ancho del relleno.
g. Fracturamiento o alteración química de
las paredes de la discontinuidad.
2.3.9 Aspectos hidrogeológicos.
La presencia de agua en el interior de los macizos
rocosos fracturados es generalmente controlada por
las discontinuidades existentes, siendo influenciada
por la altitud, espaciamiento y desprendimientos
realizados de las diaclasas. Es sabido que el efecto
del agua constituye una principal razón de
deslizamientos de taludes y se puede resumir en
cuatro partes:
1)
A través de presencia hidrostática que el
agua
ejerce
en
las
paredes
de
las
discontinuidades, la cual disminuye la resistencia
y cizallamiento a lo largo de la superficie potencial
de ruptura del talud, invierte la relación de las
fuerzas normales actuantes sobre aquellas
paredes.
2)
Actuando sobre la presencia de los poros
de las diaclasas y de sus materiales de
desprendimiento,
por mecanismos físicos y
químicos, de manera biaxial en resistencia de
materiales.
3)
Disminuyendo la resistencia irregular de
cizallamiento de rocas y provocando una
reducción en su resistencia a la compresión.
4)
Provocando alteraciones en la rocas, que
por una vez pueden ocasionar elevadas presiones
las cuales adicionadas a resistencias biaxiales de
los minerales de alteración, contribuyen para su
inestabilidad del macizo rocoso. Este efecto
permanente de agua conduce a una degradación
continua de las propiedades mecánicas del macizo
rocoso que no puede ser olvidado en el análisis de
estabilidad cubriendo prolongadas vidas útiles del
talud.
Este contexto es importante considerar por efecto
conjunto
de
los
agentes
climáticos
(temperatura, humedad, la acción de las lluvias,
etc.), factores cuya actuación apenas contribuye
para reducir la estabilidad del los taludes en
macizos rocosos.
Cosas así efectúa materializarse a través de
deslizamientos progresivos de pequeña amplitud
los cuales no podrán ser esclarecidos en análisis
de estabilidad a largo plazo. En la práctica son
atribuidos los factores correctivos en parámetros
de resistencia o cizallamiento, a fin de cuantificar
esas degradaciones de propiedades con el tiempo.
Otro factor importante a considerar es el estado
de esfuerzos ocurrente en el macizo rocoso antes
de preparar los taludes. Si se conoce a través de
mediciones experimentales, podrá orientar los
criterios del proyecto del talud, de modo que
evite su inestabilidad prematura.
No existen modelos teóricos de cálculo de
esfuerzos pre existentes en los macizos rocosos
que forman el suministro de datos compatibles
con las dimensiones, en parte tal discrepancia se
debe a la influencia de las discontinuidades que
inducen los estados de esfuerzo verificados en el
interior de los macizos rocosos.
Otro aspecto a considerar es: la disposición de
vista de planta de los taludes, que con forma
cóncava o convexa, da origen a diferentes
componentes horizontales de esfuerzo que se
reflejan en la estabilidad del talud. Debido al
confinamiento que provoca, los taludes cóncavos
en planta tienen mayores factores de seguridad
que los convexos. Así el radio de curvatura de la
excavación tiene influencia en la estabilidad
debiendo ser considerada como factor en las
evaluaciones de la estabilidad del talud.
2.3.10
Aspectos de sismicidad.
La acción sísmica sobre los taludes es un fenómeno
observado desde hace mucho tiempo. Al ocurrir un
sismo
intenso,
los
taludes
y
laderas
que
naturalmente han tenido factores de seguridad
estáticos relativamente bajos se deslizan.
El deslizamiento de taludes y laderas puede tener
implicaciones que se extienden desde abundantes
problemas locales muy menores, hasta otros lo
suficientemente graves como para que repercutan
sobre la economía de un país, tal como sucedió con
el sismo del 5 de marzo de 1987 que destruyó unos
veinte de los más de cuatrocientos kilómetros de
longitud del Oleoducto Trans Ecuatoriano, línea vital
de 65 cm. de diámetro que sirve para transportar el
petróleo desde los campos de producción del Oriente
hasta el puerto de Esmeraldas en la costa del
Pacífico. El petróleo es uno de los principales
productos de exportación del Ecuador.
El caso del oleoducto mencionado es muy importante
de destacar, su falla paralizó buena parte de la
exportación. Se logró recuperar relativamente rápido
al habilitar un oleoducto colombiano más o menos
cercano.
En referencia a las laderas, el sismo ocurrido el 6 de
junio de 1994 con epicentro entre los departamento
de Cauca y Huila al Suroccidente de Colombia, es un
ejemplo de la enorme capacidad de destrucción de
las avalanchas generadas como consecuencia de los
grandes deslizamientos. En este caso, se generaron
avalanchas de lodos que subieron su nivel más de
veinte metros sobre el que tenían en el momento del
sismo. Varias poblaciones fueron destruídas.
En otros casos, los sismos intensos producen muchos
deslizamientos que entorpecen las comunicaciones
por carretera o ferrocarril; aunque éstos sean de
menores proporciones, los efectos sobre las regiones
sin que sean destructivos, llegan a ser costosos e
inconvenientes, con el agravante que pueden
entorpecer labores de acceso de aprovisionamientos
y equipos de rescate, cuya presencia en la zona
afectada es crucial en las primeras horas posteriores
al sismo.
Lo referido tiene por objeto mencionar los factores de
riesgo referentes a la estabilidad de taludes y laderas
en zonas urbanas o asimilables, con el fin de
suministrar algunos elementos de juicio mínimos
para
tenerlos
en
cuenta
dentro
de
la
microzonificación sísmica de áreas urbanas o en
proyectos de ingeniería de diferente índole.
2.4. Esquema teórico de estabilidad de taludes
Con el objeto de obtener resultados óptimos en el
manejo de taludes en operaciones mineras, obras civiles o
riesgos geodinámicos; se recomienda la aplicación del
modelo de Gestión de Taludes. El cual constituye un
procedimiento organizado para el control económico y
seguro de taludes que permitan mejorar la rentabilidad
económica de una operación minera superficial; la vida útil
de una obra civil o minimizar el riesgo geodinámico de un
deslizamiento de suelos o rocas.
El modelo de Gestión de Taludes empieza con la
identificación y definición del problema geotécnico de
taludes y continúa con la recolección y determinación de
datos geotécnicos, identificación de la respuesta geotécnia
del terreno, análisis y diseño de taludes, diseño y ejecución
de obra, programa de monitoreo, evaluación técnico
económica y del riesgo medioambiental, y finalmente la
optimización del rediseño, modificación, mejoramiento de
la estabilidad o mitigación del impacto ambiental de
taludes. Este modelo de Gestión de Taludes se convierte en
un procedimiento iterativo o sea que se genera en forma
simultánea bajo un programa de computadora y funciona
como un sistema retroalimentado para lograr óptimos
resultados.
FIGURA N° 16: MODELO DE ADMINISTRACION DE
TALUDES
Identificación y planteamiento del problema de taludes
Recolección y determinación de datos geotécnicos de
entrada
Estimación de la respuesta Geotécnica del terreno
Análisis y diseño de taludes
Diseño propuesto y ejecución
de la obra
Programa de
monitoreo
Rediseño
Evaluación
técnico
Económico y del
riego
Si
Diseño Óptimo
NO
El diagrama de flujo mostrado en la figura N° 16 constituye
el algoritmo de aplicación del Modelo de Gestión de
Taludes, el cual se desarrolla a través de cada etapa
pudiendo ser flexible en su orden según la naturaleza del
proyecto.
2.5. Consideraciones generales en el diseño de taludes en
roca
Los taludes constituyen la inclinación que va a tener las
paredes del “Pit”, ya sea durante su explotación o al
finalizar ésta.
Las distintas clases de taludes se definen
como:
•
Talud de Banco
Es el ángulo que adquieren un banco al trazar una
línea entre su cresta y el pie generalmente está
comprendida entre los 600 a 900, está determinado
por las características físicas de la roca que lo forman
y por las condiciones de operación, generalmente
presentan pequeños deslizamientos locales de rocas
que afectan a un solo banco y no tiene mayor
influencia en las operaciones de minado.
•
Talud de Operación:
También llamado talud de trabajo esta determinado
por la inclinación que toma el talud durante los
primeros años de minado y antes de llegar a su límite
final de minado, está relacionado con los factores alto
y ancho del banco y está directamente ligado a las
condiciones de operación y tipo de maquinaria de
excavación a utilizar.
•
Talud final del tajo:
Señala la geometría y el diseño final de la excavación
total a realizarse, está sujeta a variaciones
determinadas especialmente por las condiciones
físicas de estabilidad de taludes y seguridad,
conjuntamente con las variaciones en los precios de
los metales en el mercado internacional.
Talud Interrampa:
•
Es el ángulo formado por los bancos con la rampa
principal de acceso al tajo o rampa de producción tal
como se muestra en la Figura N°17.
Ancho de berma
Rampa
Angulo interrampa
Altura de
Altura de
banco
Talud
Angulo de banco
Angulo de Talud general
α
α = Angulo de talud General
Figura N° 17 Definición de ángulos de banco Interrampa y
general
3.0. METODOLOGIA
3.1. Estudio de campo
La piedra angular de cualquier análisis de mecánica de rocas
práctico es la base de datos geológica en la que son basadas la
definición de tipos de roca, las discontinuidades estructurales y
las propiedades de los materiales. Incluso el análisis más
sofisticado puede volverse un ejercicio sin sentido si la
información geológica en que está basado es inadecuada o
inexacta.
Los métodos para la colección de datos geológicos no han
cambiado en gran medida durante los últimos 25 años y no hay
todavía ningún sustituto aceptable para el mapeo de campo y el
logeo de testigos. Ha habido algunos adelantos en el equipo
usado para el logeo o anotación y un ejemplo típico es la brújula
electrónica.
El mapeo de discontinuidades es un significativo registro
sistemático de las características de una muestra representativa
de discontinuidades en una masa de roca. Aunque hay rasgos
común a todos los tipos de mapeo de discontinuidades,
aparentemente son tantas las variaciones en la filosofía y técnica
como en los expertos de estabilidad de taludes. Las
discontinuidades son muestreadas y mapeadas usando
procedimientos tal como los siguientes:
Línea de detalles – implica colocar una cinta de medición de 30
m a lo largo de la cara del talud y el registro de los datos para
cada discontinuidad que cruza la cinta. La Figura 18 ilustra
ejemplos de hojas de los datos para la línea de detalles. Están
incluidas las mediciones de posición así que el espaciamiento
puede ser estadísticamente examinado durante los análisis por
computadora. La ventaja principal de las líneas de detalle es el
control que impone en la colección de datos para los propósitos
estadísticos. Una desventaja mayor de las líneas de detalle es
que se pone tedioso cuando se mapean grandes áreas. Debe
tenerse presente que aunque mucho de los datos son subjetivos
en la naturaleza, ellos pueden ser bastante útiles al analizar las
superficies potenciales de falla.
Figura 18. Ejemplo de formato para mapeo geológico
estructural
(Golder Associate, 1981)
Ventanas de mapeo - se examinan todas las discontinuidades
que caen dentro de "ventanas" en el talud. Se recomienda
utilizar ventanas que son aproximadamente de 5 ' alto por 25 ' a
50 ' largo con 10' a 25' entre las ventanas como lo permitan las
condiciones del sitio. Es importante coleccionar un número
estadísticamente significante de discontinuidades en las
ventanas y para usar el juicio geológico legítimo cuando se
examinan visualmente las áreas fuera de las ventanas para los
rasgos anómalos. La ventana de mapeo tiene la ventaja de ser
ligeramente más rápida que la línea de mapeo pero tiene menor
control estadístico.
NOTA: C. F. Watts (2003), propone los procedimientos
siguientes siempre que sea apropiado para línea o ventana de
mapeo. Antes de colectar los datos, pasee el talud examinando
cuidadosamente la masa de roca las condiciones generales del
talud y los rasgos inusuales. Éste es un tiempo bueno para hacer
las anotaciones escritas generales. Siempre es una idea buena
fotografiar el talud. Seleccionar las situaciones a lo largo de la
cara del talud para un mapeo representativo. Poner la cinta de
medición en el talud con uñas manejadas en las discontinuidades
como sea requerido. Puede ser útil marcar las discontinuidades
con tiza (o pintura si es permisible) antes del mapeo. Cuando las
discontinuidades tienden a ocurrir en conjuntos similares, es a
menudo conveniente registrar los datos para todas las
discontinuidades que tienen las orientaciones similares sobre una
distancia de 10 a 20 pies a lo largo de la cinta luego retorno al
principio de esa sección y repetir el proceso para otras
discontinuidades.
Mapeo de Afloramiento - pueden obtenerse los datos de
discontinuidad limitados del afloramiento de la roca en la
vecindad de las excavaciones propuestas. Estos datos
normalmente comparan favorablemente con datos coleccionados
después de la excavación salvo para tener menos detalle y
menos resolución de los ‘clusters’.
Logeo orientado de testigos – los testigos a veces se usan
para obtener los datos de discontinuidades en áreas dónde la
excavación no ha empezado todavía. Algunos medios de
orientación de testigos con respecto a su posición in-situ debe
utilizarse. Algunos parámetros, como la longitud de la
discontinuidad y continuidad es imposible de obtener del testigo
orientado. Otros parámetros, como el material del relleno y
mancha de agua puede aproximarse.
Mapeo fotográfico - pueden hacerse los fotomosaícos y
cubrirse con plástico transparente para que las situaciones de las
discontinuidades, los cambios en la naturaleza geológica, las
áreas problema, y otras características significativas puedan ser
trazadas sobre las fotos y anotadas en el lugar. Esto debería
hacerse donde sea posible en adición a las otras técnicas de
mapeo. Esto permite que se haga un registro de las áreas con
“ventana” y “sin ventana”. Las fotografías también son de ayuda
en la documentación de cualquier cambio que ocurra en el talud
con el tiempo.
Una vez los datos geológicos han sido coleccionados, el
procesamiento computarizado de estos datos puede ser de gran
ayuda en el mapeo de la información y en la interpretación de las
tendencias estadísticas significativas.
3.2 Evaluación de las roturas potenciales
A) Test Cinemática o de MARKLAND.
Las redes Estereográficas permiten el análisis tridimensional de
las discontinuidades dentro de una masa de roca. Esto permite la
identificación de las discontinuidades que tienen las orientaciones
desfavorables en un talud de roca existente o permite la
determinación de la geometría óptima del talud durante la fase
de diseño. Los análisis de redes Estereográficas son a menudo
llamados análisis cinemáticos.
La cinemática es la rama de dinámica que examina un
movimiento o el movimiento potencial sin considerado la masa y
la fuerza.
El potencial falla o rotura plana, acuñada, y por vuelco de la roca
puede
identificarse
cinemáticamente
en
las
Redes
Estereográficas.
Figura 19. A) Vista en Perspectiva que ilustra el rumbo y
buzamiento de una estratificación en superficie. B) Hemisferio
Inferior ilustrando sobre 3 métodos para representar un plano en
el espacio. C) La proyección de la red estereográfica de la parte
B.
Una Red Estereográfica es la proyección de planos y una esfera
de la referencia tridimensional a través de las cuales podría
pasar, una representación bidimensional. Esto permite que las
orientaciones de los planos en el espacio sean representadas con
precisión y visualizadas fácilmente como lo ilustra la Figura 19.
Hay varios tipos de proyecciones. Las dos proyecciones más
comúnmente usada por los geólogos para los análisis
estructurales son la red de Wulf de igual ángulo, y la red de
Schmidt de igual área. La proyección equiangular se usa en la
geología estructural cuando las relaciones angulares entre las
estructuras geológicas, como los planos de estratificación está
examinándose. La proyección equiareal se usa más a menudo
cuando la distribución de planos dentro de ciertas áreas de la
esfera de la referencia se examina.
Una discusión muy breve sigue: En los análisis estereográficos,
se asumen que las discontinuidades son planas. Hay tres
posibles representaciones de un plano en el espacio sobre la red
estereográfica. Ellos son polos, vectores de buzamiento y los
grandes círculos, como ilustrado en Figura 19.
Los geólogos han usado tradicionalmente los polos para
representar los planos. Un polo se forma pasando una línea
perpendicular al plano a través del centro de la esfera de
referencia. El punto dónde la línea corta el hemisferio inferior es
el polo y se proyecta hacia arriba a la red estereográfica.
Un gran círculo se forma por la intersección del plano en el
espacio con la mitad inferior de la esfera de referencia. La
proyección estereográfica de esta intersección es un arco
llamado trazo ciclográfico del plano, pero normalmente llamado
gran círculo (Marshak y Mitra, 1988).
El vector de buzamiento es un solo punto, como el polo, sólo que
se traza en la dirección del buzamiento. Simplemente, es el
punto medio de la representación del gran círculo del plano.
Como tal, pinta la dirección y valor del buzamiento del plano
claramente en el espacio. Precisamente es el centro, el paso del
buzamiento. Una ventaja del vector de buzamiento es que,
permite a uno visualizar las orientaciones de los planos
rápidamente en el espacio con un entrenamiento muy pequeño.
Cada una de las representaciones tiene sus propias ventajas y
usos. Se usan polos y vectores de buzamiento para representar
las discontinuidades individuales como simples puntos, mientras
que la red estereográfica es menos desordenada que si se usan
muchos grandes círculos. Por otro lado, se usan los grandes
círculos para representar las caras del talud para que destaquen
claramente y pueden examinarse fácilmente las relaciones entre
ellos y las discontinuidades individuales. También, los grandes
círculos son útiles cuando están representando los ‘clusters’ en
los análisis de la cuña.
B) Clasificación geomecánica S.M.R. para taludes en roca.
Cualquier sistema de clasificación tiene que tener en cuenta los
siguientes "parámetros":
• Caracterización global de la masa rocosa (incluyendo
frecuencia, estado y agua en las juntas).
• Valor de la diferencia entre los rumbos de la cara del talud
y de las familias predominantes de juntas.
• Valor de la diferencia entre los buzamientos de la cara del
talud y de las familias predominantes, ya que esa
diferencia controla la emergencia de las juntas en la cara
del talud, condición necesaria para las roturas planas y/o
en cuña, y también la oblicuidad de la resultante de las
tensiones que actúan sobre la junta.
• Relación entre el buzamiento de las juntas con los valores
normales de la fricción (para roturas planas y/o en cuña).
• Comparación entre las tensiones tangenciales (a lo largo
de juntas con riesgo de rotura por vuelco) con la fricción
que puede desarrollarse en ellas.
Adicionalmente la experiencia enseña que la calidad de
excavación de un talud influye mucho en su estabilidad (al
menos en la zona superficial).
El índice SMR para la clasificación de taludes se obtiene del
índice RMR básico sumando un "factor de ajuste", que es función
de la orientación de las juntas (y producto de tres subfactores) y
un "factor de excavación" que depende del método utilizado:
SMR=RMR + (F1 x F2 x F3)
(3.1)
+ F4
RMR (rango de 0 a 100) se calcula de acuerdo con los
coeficientes de BIENIAWSKI (1979), como la suma de las
valoraciones correspondientes a cinco parámetros (tabla 3.1):
• Resistencia a compresión simple de la matriz rocosa.
• RQD (medido en sondeos o estimado).
• Espaciamiento de las juntas.
• Condición de las juntas (rugosidad, persistencia, apertura,
meteorización, rellenos...).
• Flujo de agua a través de las juntas (estando en las peores
condiciones posibles)
TABLA 3.1.
PARÁMETROS
Resistencia
de la roca
intacta a
Compresión
Simple
Valoración
RQD
Valoración
Separación
entre juntas
Valoración
VALORES DEL RMR (BIENIAWSKI, 1979)
INTERVALO DE VALORES
> 250
MPa
15
51-5 < 1
100-250 MPa 50-100 MPa 25-50 MPa 25
MPa MPa
MPa
12
7
4
75%-90%
50%-75%
25%-50%
< 25%
17
13
8
3
>2m
0,6-2 m
200-600 mm
20
15
10
90%100%
20
60-200
mm
8
2
1
0
< 60 mm
5
Espejos de
Muy
falla
Relleno
rugosas
Algo rugosas Algo rugosas
o
blando
No
Separación < Separación < Relleno <
> 5 mm
Condición de continuas
1mm
1mm
5 mm
o
las juntas Cerradas
Bordes algo Bordes muy
o
Separación
Bordes
meteorizados meteorizados Separación
>5 mm
sanos y
1-5 mm
Continuas
duros
Continuas
Valoración
30
25
20
10
0
Flujo de agua
en las juntas
Secas
0,0
Valoración
15
Ligeramente
húmedas0,00,1
10
Húmedas
0,1-0,2
7
Goteando
Fluyendo 0,5
0,2-0,5
4
0
Nota. Se ha eliminado de la tabla la mención al índice de
compresión puntual porque se ha comprobado que la relación
entre dicho índice y la resistencia a compresión es bastante
inferior a 25 (valor usado por BIENIAWSKI) y ni siquiera es
constante (ROMANA, 1996)
El factor de ajuste de las juntas es producto de tres subfactores
(tabla 3.2):
• F1 depende del paralelismo entre el rumbo de las juntas y
de la cara del talud. Varía entre 1,00 (cuando ambos
rumbos son paralelos) y 0,15 (cuando el ángulo entre
ambos rumbos es mayor de 30o y la probabilidad de
rotura es muy baja). Estos valores, establecidos
empíricamente, se ajustan aproximadamente a la
expresión:
F1=( 1 - sen aj - as
)²
• siendo aj y as los valores del buzamiento de la junta (aj) y
del talud (as).
• F2 depende del buzamiento de la junta en la rotura plana.
En cierto sentido es una medida de la probabilidad de la
resistencia a esfuerzo cortante de la junta. Varia entre
1,00 (para juntas con buzamiento superior a 45º) y 0,15
(para juntas con buzamiento inferior a 20º). Fue
establecido
empíricamente
pero
puede
ajustarse
aproximadamente según la relación:
F2=(tg² bj )²
• donde bj es el buzamiento de la junta. F2 vale 1,00 para
las roturas por vuelco.
• F3 refleja la relación entre los buzamientos de la junta y el
talud. Se han mantenido los valores propuestos por
BIENIAWSKI en 1976 que son siempre negativos.
Para roturas planas F3 expresa la probabilidad de que las juntas
afloren en el talud. Se supone que las condiciones son
"normales" cuando el buzamiento medio de la familia de juntas
es igual al del talud, y por lo tanto aflorarán algunas pocas
juntas. Cuando el talud buza más que las juntas, casi todas
afloran y las condiciones "serán muy desfavorables" lo que
supone un valor de F3 de -60 (para bs - bj > 10º), o
"desfavorables" lo que supone un valor de F3 de -50 (para 0 <
bs - bj < 10). La diferencia con el valor de F3 "normal" (que es 25) es muy grande.
Para la rotura por vuelco no se supone que puedan existir
condiciones desfavorables, o muy desfavorables, ya que el
vuelco rara vez produce roturas bruscas y en muchos casos los
taludes con vuelcos de estratos se mantienen. Se ha utilizado la
condición de GOODMAN-BRAY (1977) para evaluar la
probabilidad de vuelco. Sin embargo se ha observado que
muchos vuelcos se producen para valores ligeramente distintos,
lo que puede interpretarse como que la resistencia al esfuerzo
cortante se reduce unos 5o, sea por el hecho de que en muchos
taludes volcados las juntas están meteorizadas, o porque el
ángulo de rozamiento experimente una ligera reducción en el
caso de roturas rotacionales (GOODMAN, 1976). La citada
condición de GOODMAN-BRAY sólo es válida para el caso de
roturas con pie volcador (que son más frecuentes en la práctica),
pero no para el caso de pie deslizante donde la superficie basal
del macizo roto aflora en el talud con el aspecto de una junta
deslizada.
TABLA 3.2.
FACTOR DE AJUSTE PARA LAS JUNTAS (ROMANA, 1985)
Caso
¦ajas¦
P
¦ajT
as180º¦
P/T
P
T
Muy
Muy
Favorable Normal Desfavorable
favorable
desfavorable
> 30º
30º-20º
20º10º
10º-5º
< 5º
F1
0,15
0,40
0,70
0,85
1,00
¦bj¦
< 20º
20º-30º
30º35º
35º-45º
> 45º
F2
0.15
0,40
0,70
0,85
1,00
F2
1
1
1
1
1
10º-0º
110º120º
0º
>120º
0º-(-10º)
< -10º
--
-6
-25
-50
-60
P bj-bs > 10º
T bj+bs < 110º
P/T
F3
0
P Rotura Plana as dirección de
T Rotura por buzamiento del talud
aj dirección de
buzamiento de las
vuelco
bs buzamiento del
talud
juntas
bj buzamiento de las
juntas
TABLA 3.3.
FACTOR DE AJUSTE SEGUN EL MÉTODO DE EXCAVACIÓN
(ROMANA, 1985)
Método
Talud
natural
Precorte
Voladura
suave
Voladura o
mecánico
Voladura
deficiente
F4
+15
+10
+8
0
-8
TABLA 3.4.
CLASES DE ESTABILIDAD SEGÚN EL SMR (ROMANA, 1985)
Clase nº
V
IV
III
II
I
SMR
0-20
21-40
41-40
61-80
81-100
Descripción
Muy mala
Mala
Norma
Buena
Muy buena
Estabilidad
Totalmente
inestable
Inestable
Roturas
Grandes
roturas por
planos
continuos o
por la masa
Juntas o
grandes
cuñas
Parcialmente
Totalmente
Estable
estable
estable
Algunas
juntas o
muchas
cuñas
Algunos
bloques
Tratamiento Reexcavación Corrección Sistemático Ocasional
Ninguna
Ninguno
El factor de ajuste según el método de excavación, F4, ha sido
establecido empíricamente (tabla 3.3.):
• Los taludes naturales son más estables, a causa de los
procesos previos de erosión sufridos por el talud, y de los
mecanismos internos de protección que muchos de ellos
poseen (vegetación, desecación superficial, drenaje
torrencial, etc). F4=+ 15
• El precorte aumenta la estabilidad de los taludes en media
clase F4=+ 10.
• Las técnicas de voladura suave (recorte), bien ejecutadas,
también aumentan la estabilidad de los taludes, F4=+ 8.
• Las voladuras normales aplicadas con métodos razonables
no modifican la estabilidad, F4=0.
• Las voladuras defectuosas son muy frecuentes y pueden
dañar seriamente a la estabilidad F4=-8.
• La excavación mecánica de los taludes por ripado sólo es
posible cuando el macizo rocoso está muy fracturado o la
roca blanda. Con frecuencia se combina con prevoladuras
poco cuidadas. Las caras del talud presentan dificultades
de acabado. Por ello el método ni mejora ni empeora la
estabilidad F4=0.
El valor final del índice de clasificación SMR es:
SMR=RMR + ( F1 x F2 x
F3 ) + F4
La clasificación no tiene instrucciones específicas para las roturas
en cuña. El procedimiento a seguir es obtener el índice SMR para
cada una de las familias de las juntas. Se adoptará para el talud
el valor menor del índice SMR obtenido para cada familia de
juntas.
En rocas meteorizadas y en las evolutivas la clasificación debe
ser aplicada dos veces: para la situación inicial de roca sana y
para la situación futura de roca meteorizada. Los índices
obtenidos serán distintos.
Según el valor del índice SMR se obtienen 5 clases de
estabilidad, definidas simplificadamente en la tabla 3.4.
Los valores límites del SMR encontrados empíricamente para
cada forma de rotura son:
Roturas planas
SMR >
60
Roturas en cuña
SMR >
75
Muy
pocas
60 >
SMR > Importantes
40
75 >
SMR >
49
Algunas
40 >
SMR >
15
55 >
SMR >
40
Muchas
Ninguna
Muy
grandes
Roturas por vuelco
SMR >
65
Ninguna
Roturas
completas (tipo
suelo)
65 >
SMR >
50
Menores
40 >
SMR >
30
Muy
grandes
SMR >
30
Ninguna
30 >
SMR >
10
Posible
Todos los taludes con valores del SMR inferiores a 20 se caen
rápidamente. No se han encontrado taludes con valores del SMR
inferiores a 10 lo que indica que no son físicamente factibles.
3.3
Determinación de la resistencia al corte de las
discontinuidades
Siempre ha habido una tendencia a igualar la mecánica de rocas
con el laboratorio de ensayo de probetas de roca y así el
laboratorio de ensayos ha jugado un papel grandemente
desproporcionado en el asunto. Esto no implica que ese
laboratorio de ensayo no es importante pero sugeriría que sólo
aproximadamente deba asignarse 10 a 20 por ciento de un
programa de mecánica de rocas bien equilibrado a ensayos de
laboratorio.
Se ha pedido prestado las técnicas del ensayo de laboratorio de
la ingeniería civil y mecánica y han permanecido largamente
inalteradas durante los últimos 25 años. Una excepción ha sido
el desarrollo de máquinas de comprobación fijas servocontroladas que permiten la determinación completa de la curva
de tensión-deformación completa para las rocas. Esta
información es importante en el diseño de excavaciones
subterráneas donde las propiedades de la roca fallada que rodea
las excavaciones tienen una influencia significativa en la
estabilidad de las excavaciones.
Una deficiencia mayor de los ensayos de laboratorio de
especimenes de roca es que los especimenes están limitados en
tamaño y por consiguiente representan una muestra muy
pequeña y muy selectiva de la masa de roca desde las cual
fueron removidos. En un proyecto de ingeniería típico, las
muestras probadas en el laboratorio representan sólo un
fragmento muy pequeño del uno por ciento del volumen de la
masa de roca. Además, dado que sólo esas probetas sobreviven
el proceso de colección y de preparación de pruebas, los
resultados de estas pruebas representan una muestra muy
sesgada. ¿Cómo entonces estos resultados pueden usarse para
estimar las propiedades de la masa de roca de situ?
Uno de los problemas mayores que confrontan a diseñadores de
las estructuras de ingeniería en roca es la estimación del
esfuerzo de la masa de roca. Esta masa de roca está
normalmente hecha de una matriz entrelazada de bloques
discretos. Estos bloques pueden haber sido intemperizado a
grados variantes y el contacto entre la superficie de los bloques
puede variar de limpie y fresco a cubierto de arcilla y caras bien
pulidas.
La determinación del esfuerzo de una masa de roca in-situ por
algún tipo de ensayo de laboratorio generalmente no es práctica.
Dado que estos esfuerzos deben estimarse de las observaciones
geológicas y de los resultados de ensayos en pedazos
individuales de roca o superficies de roca que han sido tomados
de la masa de roca.
3.4 Aplicación de los métodos de análisis de estabilidad
Los modelos analíticos siempre han jugado un papel importante
en la mecánica de rocas. Los modelos más tempranos fechan
atrás a las soluciones de formato cerrado como esa para calcular
las tensiones que rodean un agujero redondo en un plato
tensionado publicado por Kirsch en 1898. El desarrollo de la
computadora en los tempranos 1960s han hecho posible el uso
de técnicas numéricas reiterativas como los elementos finitos
(Clough (1960)), elemento de borde (Crouch y Starfield (1983)),
elementos discretos (Cundall (1971)) y combinaciones de estos
métodos (el von el Kimmelmann et al (1984), Lorig y Brady
(1984)). Éstas se han vuelto las herramientas casi universales en
la mecánica de rocas.
La computadora también ha hecho mucho más conveniente usar
los métodos poderosos de equilibrio límite (Sarma (1979),
Castaño y Ferguson (1979), Shi y Goodman (1981), Warburton
(1981)) y enfoques probabilísticos (McMahon (1971), Morriss y
Stoter (1983), Priest y Brown (1982), Read y Lye (1983)) para
los estudios de mecánica de rocas.
Por ejemplo, el programa PLANE fue desarrollado para calcular el
factor de seguridad frente a un deslizamiento traslacional a lo
largo de las discontinuidades en una masa de roca. Utiliza la
teoría de equilibrio de límite e incluye los efectos de carga
externa, presiones de agua, pernos de anclaje o cables de
refuerzo y aceleraciones de terremoto o voladuras. El programa
PLANE debe usarse siempre que se hayan identificado
discontinuidades que tienen las orientaciones desfavorables, por
la observación del campo o por el análisis de la red
estereográfica para evaluar la severidad de las fallas o roturas
potenciales.
La mayoría de los parámetros en el análisis se relacionan a
geometrías de talud propuestas o existentes. Otros parámetros
se relacionan con las condiciones de agua que se han observado
o que podrían esperarse. Los parámetros de fuerza de cohesión
(c) y ángulo de fricción (ǿ) se deriva de la teoría del MohrCoulomb y puede obtenerse por e pruebas de muestras en
laboratorio. Los valores también pueden aproximarse de las
tablas de referencia o por las pruebas de campo simples. El
grado de exactitud requerido para los valores de esfuerzo
dependerá de las necesidades de la situación individual. Cuando
los análisis conservadores son aceptables, se asume a menudo
que la cohesión es cero y se asume a menudo que el ángulo de
fricción es de 30°. Los ángulos de fricción
para las
discontinuidades en roca pueden variar de cerca a cero a tan
altos como de 45° grados, pero el rango de valores típico es de
28 a 32°.
En la teoría del equilibrio de límite, el factor de seguridad se
define como la proporción de las fuerzas resistentes (Fr) a las
fuerzas de arrastre (Fd):
FS = FR/FD
Cuando FS <1, las fuerzas de arrastre exceden a las fuerzas
resistentes y se espera que la falla o rotura ocurra.
Un factor de seguridad de 1.3 es considerado a menudo el valor
aceptable mínimo en el trabajo de taludes en roca, aunque esto
puede variar con las condiciones del sitio. Obviamente, se
requiere el legítimo juicio de la ingeniería.
4.0. RESULTADOS
4.1. Descripción del Área Del Proyecto
4.1.1. Ubicación y Acceso de la Unidad Productiva
Políticamente la mina "LOURDES", se ubica en el paraje conocido
como Quebrada Tocuco al lado izquierdo de la cuenca del río
Caplina, perteneciente al distrito de Pachía, provincia y
departamento de Tacna Región Tacna; geográficamente, se
ubica en la Costa Sur del Perú, en las estribaciones del Flanco
Occidental de la Cordillera de los Andes. Geográficamente está
comprendida entre los paralelos 17º50´ y 17º52´ de Latitud Sur
y entre los meridianos 70º05´ y 70º07´ de Longitud Oeste. Las
características más importantes de la concesión minera son las
siguientes:
Tabla 4.1. Características de la Concesión Minera
Nombre
Concesión Minera No Metálica
“LOURDES”.
Titular
S.M.R.L. Lourdes de Tacna
Extensión
220 hectáreas.
Clase de concesión
No-metálica
Tipo de Roca
Cuarcitas (SiO2)
Titulación
R.J. No. 5350-94-RPM. 19
setiembre 1994
Cert. de Operación minera
En trámite
Producción
1500 Toneladas/mes
Fuente: Pama LOURDES 2003.
Tabla 4.2. Ubicación de la Concesión Minera
Paraje
Flanco Sur-este del Cerro Tocuco
Distrito
Pachía
Provincia
Tacna
Departamento
Tacna
Región
Tacna
Altitud
1500 msnm.
Fuente: Pama LOURDES 2003
Tabla 4.3. Coordenadas UTM Definitivas
Vértice
1
2
3
4
Norte
Este
8026357.800
8027844.030
8028041.470
8026555.240
382654.990
382457.550
383943.780
384141.220
Fuente: Pama LOURDES 2003
La mina "LOURDES" es accesible por medio de la carretera
asfaltada que partiendo de la Panamericana Sur, ciudad de
Tacna, llega a las inmediaciones del denuncio minero, como
puede verse en el Plano No. 1: Mapa de Ubicación. La ruta para
llegar a la mina se presenta en el Cuadro 04 Accesibilidad.
Tabla 4.4. Accesibilidad
Tramo
Distancia
Km
26
Tacna Calientes
Calientes - Mina
03
Tacna – Mina
29
Fuente: Pama LOURDES 2003
Tiempo
Tipo
00h 30m
Asfaltada
00h 05m
00h 35m
Afirmada
4.1.2. Medio Ambiente Físico
4.1.2.1 Topografía y Fisiografía
La mina "LOURDES" se encuentra en una zona de topografía
abrupta que corresponde a la parte inferior de la unidad
fisiográfica denominada "Flanco Disectado de los Andes" (Wilson
y Garcia, 1962), que es bastante difundida en esta zona del
Cuadrángulo de Pachía. Esta unidad se desarrolla entre los 1 000
y 4 000 metros sobre el nivel del mar, caracterizándose por ser
un terreno muy accidentado y con predominio de fuertes
pendientes.
Foto 1. Campamento LOURDES en la quebrada Tocuco.
El gradiente (o pendiente) de la Qda. Tocuco varía de 5 a 8 %,
mientras que en las quebradas secundarias superan el 13%. Por
otro lado, las laderas presentan taludes que varían de 35° hasta
verticales.
4.1.2.2. Cortes Longitudinales y Transversales
Para efectos del presente estudio y considerando que las
operaciones actuales en las canteras de la mina LOURDES se
emplazan en el Nivel 1550, se incluyen como anexos los planos
N° E-7 SECCION LONGITUDINAL y N° S-9 SECCION
TRANVERSAL.
4.1.3. Geologia
4.1.3.1. Geologia Regional
Geomorfología
La mina está emplazada dentro de la unidad geomorfológica
denominada "Flanco Disectado de los Andes. Una característica
notable de esta unidad es la cantidad de erosión hecha por el río
Caplina, labrando un valle profundo y encañonado aguas arriba
de Challatita.
El levantamiento rápido del bloque andino durante el
Plio-Pleistoceno y el aumento del caudal de los ríos durante parte
del Cuaternario han dado como resultado una erosión muy
rápida y el desarrollo de los grandes valles y cañones que
caracterizan actualmente el flanco andino.
En el lugar de las labores mineras, la topografía es accidentada,
debido a que ha sido disectada por una quebrada más o menos
profunda con regular pendiente y que baja de NE a SW hasta
desembocar en la Quebrada del río Caplina.
Las laderas de ésta quebrada secundaria muestra superficies de
erosión bien delineados y llega a formar pequeños acantilados.
Estratigrafía
La secuencia estratigráfica de la región ha sido estudiada por la
Comisión de la Carta Geológica Nacional, hoy INGEMMET. La
hoja 36-v correspondiente al Cuadrángulo de Pachía incluye la
zona de la mina, como puede verse en el Plano No. 2: Geología
Regional; en ella afloran rocas sedimentarias, volcánicas, ígneas
y metamórficas, siendo las primeras de mayor distribución.
Las rocas más antiguas están representadas por la Formación
San Francisco y las más modernas por depósitos de aluvión y de
cenizas volcánicas, como se observa en el Plano No. 3: Columna
Estratigráfica de la Región de Pachía.
La secuencia estratigráfica la conforman:
- Formación San Francisco (Jm-sf).- Es una unidad de casi 600 m
de espesor; consiste de areniscas, lutitas y calizas infrayacentes
al Grupo Yura, que se extienden ocupando gran parte del sector
SE de la zona mapeada. Los afloramientos principales se
encuentran en la desembocadura de la Quebrada Palca, en la
Pampa San Francisco, y los fósiles encontrados indican una edad
equivalente al Bajociano Medio (Jurásico Medio).
- Formación Ataspaca(Js-a).- Es una unidad bastante homogénea
que consiste de una serie interestratificada de areniscas pardas,
lutitas oscuras y calizas grisáceas; aflorando al NE de la mina
Lourdes por la Quebrada Caplina y el Cerro Tocuco. Los fósiles
encontrados corresponden a la edad Calloviana (Jurásico
Superior), y conforma el miembro inferior del Grupo Yura (Jenks,
1948).
- Formación Chachacumane (Jki-ch).- Esta unidad constituye la
parte superior del Grupo Yura, consistiendo de cuarcitas blancas
de grano medio a grueso, en estratos intercalados con capitas de
lutita oscura. El límite entre las formaciones Ataspaca y
Chachacumane es arbitrario debido al cambio gradacional que
existe entre las dos unidades. Por conveniencia se pone el límite
superior de
la formación Ataspaca donde las cuarcitas
comienzan a formar más del 50 % de la sección. Como las lutitas
son comunes en el Cretáceo Inferior a través de
los Andes
Peruanos, la formación Chachacumane es considerada como
perteneciente al Cretáceo Inferior.
- Formación Toquepala (Kti-to).- El nombre de esta unidad fue
propuesto en
su estudio de Pachía-Palca por Wilson (1962),
debido a que tiene su sección típica en el centro minero de
Toquepala. En la zona mapeada, se encuentra en la Quebrada
Caplina hacia el extremo NE, así como al extremo SE; se
caracteriza por estar compuesta de derrames y piroclásticos
andesíticos, daciticos y riolíticos, con algunas intercalaciones
lenticulares de rocas sedimentarias, cuyo espesor total
se
estima en 1800 m. En general cubren al Grupo Yura con
discordancia angular y son infrayacentes a la formación
Moquegua, por lo que se ha asignado a la formación Toquepala
una edad entre el Cretáceo y Terciario Inferior.
- Formación Moquegua (Ts-mo).- Esta unidad se presenta
principalmente al NW de la zona mapeada y está compuesta de
conglomerados y areníscas tufáceas, en bancos mayormente
subhorizontales. Se encuentra superyacente al Grupo Toquepala
e infrayacente a la formación Huaylillas con una pequeña
discordancia. Jaén (1965), sugiere que la formación Moquegua
debe estar ubicada en el Terciario Superior, probablemente en el
Mio-Plioceno.
- Formación Huaylillas (Ts-vhu).- Esta unidad aflora al NE, al SW
y principalmente hacia el Este del área mapeada, consiste en
tufos ácidos de composición dacítica y riolítica con un espesor
entre 500 y 600 m. La formación Huaylillas es suprayacente a la
formación Moquegua con discordancia angular e infrayacente a
unidades más jovenes con discordancia paralela; ubicándose
entre la formación Moquegua del Mioceno y la formación Barroso
del Plioceno (que no aflora en el área). Por relaciones
estratigráficas generales se cree que la formación Huaylillas
puede tener una edad entre el Plioceno Inferior y Medio.
- Depósitos de Aluvión (Q-al).- Se denomina así a los depósitos
de terrazas fluviales y los depósitos de derrumbe. Las principales
terrazas fluviales consistentes de cantos rodados se encuentran
cerca a la localidad de Calientes y Pachía, hacia el Sur de la zona
mapeada.
Los
depósitos
de
derrumbe
se
producen
principalmente como consecuencia del desmoronamiento de la
formación Huaylillas y de parte de la formación Moquegua.
- Depósitos de Ceniza (Q-c).- Constituyen un manto delgado y
discontinuo de polvo suelto de color blanco o rosado con
fragmentos de pómez blanca y cristalitos de cuarzo bipiramidal,
que ha cierta distancia debajo de la superficie se presenta más
compacto y con la textura de un tufo. Generalmente, se
encuentran sobre las terrazas y los mayores depósitos afloran en
la márgen derecha del río Caplina por la localidad de Calientes.
Rocas Igneas Intrusivas
- Diorita(Kti-di).- Sólo existe un pequeño afloramiento de Diorita
a 4.5 Km al Norte de la Mina, tiene un color grisáceo y está
constituida por plagioclasas blancas y pequeños cristales de
hornblenda.
- Granodiorita (Kti-gd).- La mayor parte de las rocas intrusivas
del área consisten en Granodiorita. Existe un afloramiento al Este
de la mina en la zona de Lluta y Cercana, así como en El Olivar,
atravezando por Qda. Palca. Se
presentan otros afloramientos
al Norte en el Cerro Challatita, así como al SE por el Cerro Las
Peñas; las granodioritas se componen esencialmente de
plagioclasa, biotita y hornblenda.
Rocas Metamórficas
Los efectos metamórficos de los intrusivos granodioríticos son
muy variables. El mejor ejemplo de metamorfísmo asociado con
un intrusivo granodioritico se encuentra en la margen izquierda
de la Qda. Palca en el Cerro La Mina y en el Cerro Cactus. Las
rocas de estas áreas que están mapeadas como del Jurásico
Medio Metamorfizado (Jm-m), consisten en calizas marmolizadas
y silicificadas, y sedimentos clásticos que han sufrido una fuerte
epidotización. Las capas calcáreas del Cerro La Mina contienen
un pequeño desarrollo de Granates.
4.1.3.2. Geologia Local
De acuerdo con las condiciones geológicas de formación, se trata
de un yacimiento metamórfico, surgido como consecuencia de la
recristalización, cristalización colectiva y reagrupación de la
sustancia originalmente sedimentaria (arenisca). El proceso de
metamorfísmo generalmente transcurre con la participación de
sustancias volátiles, pero sin la traída de sustancias de fuera de
los límites de las potentes capas de rocas, a temperaturas y
presiones altas, pero insuficientes para la refundición selectiva o
completa de las rocas.
Morfológicamente, las zonas de interés económico de la mina
Lourdes, están constituidos por cuerpos minerales planos,
representados por estratos compuestos verticales, es decir,
paquetes de estratos separados por intercalaciones delgadas de
roca; los mismos que presentan un rumbo promedio N-165°-E,
buzamiento promedio de 87° al Oeste y potencias variables de 1
a 4 m.
Foto 2. Visita técnica. Al fondo los Planos de Estratificación
Verticales.
Las areniscas y cuarcitas de la mina Lourdes pertenecen a la
formación Chachacumane del Cretáceo Inferior, equivalente al
Grupo Yura en Arequipa, la misma que fué estudiada por la
Comisión de la Carta Geológica Nacional y se encuentra
mapeadas en el Cuadrángulo de Pachía.
Esta formación aflora en un área aproximada de 10 x 5 Km,
constituyendo los distritos mineros de Tocuco y Challatita.
Estratigraficamente se tiene la siguiente sección de su base a la
parte
superior, presentada en el Cuadro 4.1.
Tabla 4.5. Estratigrafía Del Deposito
LITOLOGIA
Areníscas cuarsosas, gris claro, de grano
Medio, con estratos de 1.0 m de espesor inTercalados con capitas de lutita de 5 cm
de espesor, de color amarillo a rojizo
Cuarcitas blancas de grano fino, con 1.5 m
de espesor con algunas intercalaciones de
lutita de 5 cm de espesor
Areniscas cuarsosas alteradas con óxido de
Fierro, con grano medio, bastante friable
Cuarcita gris de grano fino, bastante impura
TOTAL
Fuente: Pama LOURDES 2003.
POTEN.
(m)
50
150
200
100
500
4.1.3.3. Geología Estructural
Estos estratos de origen continental, depositados en el Cretáceo
Inferior, han sufrido un fuerte tectonísmo; la Estructura
probablemente sea consecuencia del emplazamiento, por medio
de "stoping", del intrusivo granodiorítico constituido por el
Batolito de Lluta, tal como se muestra en el Plano No. 4: Perfíl
Estructural.
Por otro lado, en el ángulo SE del área mapeada a nivel regional,
se ha reconocido la existencia del sistema de Fallas de
Chucchuco, que son fallas normales con rumbos variables entre
N-S y NE-SW. Estas fallas afectan principalmente a las
formaciones Moquegua y Huaylillas y apenas penetran al terreno
de las rocas más antiguas. Parece probable que existen otras
fallas más de este tipo que no se han ubicado por falta de
horizontes guías. Quizás algunas de las numerosas quebradas,
como es el caso de la Qda. Tocuco, que corren con rumbo
NE-SW deban su origen a este sistema de fallas.
El fuerte tectonísmo ha permitido la presencia de un conjunto de
diaclasas normales al buzamiento de los estratos con un
espaciamiento promedio, entre ellas de 15 cm, los que facilitan
el arranque manual de las rocas tanto económicas como
estériles.
4.1.3.4. Mineralogía y Paragénesis
El mineral predominante es el Sílice en forma de Cuarcita, una
roca metamórfica, es decir una roca que ha sufrido la adaptación
mineral y estructural a unas condiciones físicoquímicas diferentes
a aquellas donde se encontraban originalmente; las cuarcitas
provienen de
ex-areniscas o psamitas (cuarcitas micáceas),
pues ninguna roca eruptiva tiene más de 75% de Sílice.
El término "cuarcita" significa una roca monominerálica formada
esencialmente por granos de cuarzo entrelazados que han
perdido casi toda traza de su origen clástico.
Durante el metamorfísmo, el intenso calor y la intensa presión
han deformado y comprimido de tal manera los granos de cuarzo
originando contornos saturados entre los granos. Las rocas
presentan un mosaico de ajuste perfecto que se rompe con tanta
facilidad por los granos como por el material cementante. La
cuarcita pura es blanca; el color de las variedades impuras
refleja la clase y cantidad de material extraño, especialmente de
óxido de hierro.
4.1.4. Sismicidad y Clasificación Sísmica
El departamento de Tacna está dentro de la categoría de Región
Sísmica I, que es la de máximo riesgo. Hay estudios de
microzonificación sísmica que abarcan las áreas urbanas, donde
las áreas de más alto riesgo están en la faja costera y en
depósitos de pie de monte, que no es el caso donde está
emplazado el depósito.
4.1.5. Clima y Meteorología
El clima de la zona es pre-árido y semi-cálido. De acuerdo con la
información estadística de los registros de la Estación
Meteorológica de Calana, conducida por el SENAMHI, los
parámetros climatológicos son los siguientes:
Tabla 4.6. Parámetros Meteorológicos
Humedad Relativa Anual
Temperatura Media Anual
: 55%
: 16.5°C
Clima
Precipitación Total Mensual
Precipitación Máxima 24 Horas
Velocidad Máxima de Vientos
Dirección de los Vientos
Irradiancia Solar media
Presión Atmosférica Media
Fuente: SENAMHI TACNA.
: Seco
: 10.7 mm.
: 10.2 mm.
: 3 m/seg.
: SUR SUR OESTE
: 5.7 kWh/m^2día
: 910 Milibares.
4.2. Sistema de Explotación
Para planificar la extracción sistemática de materiales, mineral y
desmonte, a tajo abierto, el manto mineralizado se dividirá en
bancos de 5 metros de altura. Cada uno de estos bancos se
dividirá en una cantidad de bloques que serán usados para
planificar un programa de producción. Se estima una producción
de 120 TM/día, equivalentes a 48 metros cúbicos de mineral no
metálico, que ubica la explotación como productor minero
artesanal de minería no metálica dado que el rango máximo es
de 200 metros cúbicos por día. Conservadoramente, el consultor
ha propuesto un diseño preliminar de 45° de talud final para las
paredes Este, Sur y Oeste del Tajo a Cielo Abierto.
4.3 Minado Superficial
La explotación del yacimiento es por el método de canteras a
Cielo Abierto, la misma que está concentrada en la zona
LOURDES SUR, constituida por un paquete de estratos verticales
de 75 m de potencia, con intercalaciones delgadas de lutitas y
margas, la limitada mecanización ha obligado a arrancar el
material económico y desmonte mediante voladuras masivas o
"calambucos", que al reactivas el sistema de diaclasas permite
aplicar la técnica del "desquinche" mediante barretillas hasta
encontrar roca firme o competente. El ciclo de minado es
completado con las operaciones de zarandeo, carguío y acarreo a
las canchas de almacenamiento de gruesos y de finos;
prácticamente, todo el equipo que se utiliza es alquilado.
4.4. Mapeo Geotécnico
Considerando que la sección S-9 es la más representativa en la
zona actual de operaciones mineras, las discontinuidades han
sido muestreadas y mapeadas mediante líneas de detalle y el
levantamiento de la información estructural se resume en las
Tablas 4.7. y 4.8
Tabla 4.7. LINEA DE DETALLE CANTERA MARIO
SISTEMA
RUMBO
BUZAMIENTO
Plano
349° NE
Estratificación
Fractura A
238° NE
Fractura B
252° NE
Fuente: Elaboración propia.
72.5° SW
LONGITUD
(m)
100
75° NO
36° NO
5
5
En la cantera MARIO, se ha determinado que el sistema Fractura
B es el más desfavorable con un buzamiento de 36° hacia la cara
libre del talud final sur.
Tabla 4.8. LINEA DE DETALLE CANTERA LOURDES
SISTEMA
RUMBO
BUZAMIENTO
LONGITUD
(m)
Plano
349° NE
85° SW
50
Estratificación
Fractura A
247° NE
51.5 NO
5
Fractura B
277° NE
37° N
5
Fuente: Elaboración propia.
En la cantera LOURDES, se ha determinado que el sistema
Fractura B es el más desfavorable con un buzamiento de 37°
hacia la cara libre del talud final sur.
4.5 Clasificación de la Roca
Del mapeo geotécnico, observaciones de campo y pruebas de
laboratorio, se obtuvo información para clasificar la roca según el
índice S.M.R. o Slope Mass Rating (Romana, 1988), el cual se
calcula a partir del R.M.R. o Rock Mass Rating (Bieniawski), con
los parámetros indicados en la Tabla 4.9.
Estos resultados son muy favorables, sin embargo corresponden
a características de las rocas económicas y no de las rocas
encajonantes. Por otro lado, como muestra la foto, se ha
observado un fenómeno de plegamiento hacia el oeste, por
encima del nivel 1570, ésta anomalía estructural se está
eliminando por voladura.
Tabla 4.9. CLASIFICACION DE LA ROCA
PARAMETROS
1. Resistencia de Roca
Intacta
2. R.Q.D.
3. Espaciamiento de
Discontinuidades
4. Condición de las
discontinuidades
5. Presencia de agua
subterránea
R.M.R.
F1
F2
F3
F1*F2*F3
F4
S.M.R.
MARIO
LOURDES
4
17
12
20
15
20
20
25
15
71
0,15
1
-6
-0,9
-8
62,1
15
92
0,15
1
0
0
-8
84
MUY
BUENA
TOT.
ESTABLE
DESCRIPCION
BUENA
ESTABILIDAD
ESTABLE
ALG.
BLOQUES
OCASIONAL
ROTURAS
TRATAMIENTO
Fuente: Elaboración propia.
NINGUNA
NINGUNO
Foto 3. Deslizamiento provocado mediante voladura para evitar
Fallamiento o Rotura por volteo.
Foto 3. Pruebas de campo en la cantera MARIO
Se tomaron muestras para ensayo de propiedades físicas y
mecánicas, siendo las más relevantes para el análisis de la
estabilidad de talud, las presentadas en la Tabla 4.10. y 4.11.
Tabla 4.10. Propiedades Físicas y
PARAMETRO
Densidad
Resistencia a la compresión
Cohesión
Angulo de fricción interna
Mínimo
Espaciamiento
de
discontinuidades
Máximo trazo del afloramiento
Encampane
Mecánicas Cantera MARIO
VALOR
2.62 gr/cm3
392 kg/cm2
70 kg/cm2
40 °
30 cm
Tabla 4.11. Propiedades Físicas y
PARAMETRO
Densidad
Resistencia a la compresión
Cohesión
Angulo de fricción interna
Mínimo
Espaciamiento
de
discontinuidades
Máximo trazo del afloramiento
Encampane
Mecánicas Cantera LOURDES
VALOR
2.66 gr/cm3
1762.51 kg/cm2
400 kg/cm2
58 °
30 cm
100 m
60 metros
50 m
30 metros
4.6 Aplicación del ALGORITMO DEL EQULIBRIO LIMITE
Se ha aplicado el Algoritmo del equilibrio Límite, implementado
en el programa ROCKPACK III, para obtener los Factores de
Seguridad, para cada una de las canteras y evaluando la pared
Sur del Talud Final de diseño, si las operaciones mineras se
mantienen sobre el Nivel 1550.
Cantera MARIO
Datos De Entrada:
Altura del talud
= 98 ft.
Inclinación de la cara del talud
= 45°
Inclinación del Plano de falla
= 36°
Cohesión de la superficie de falla
= 995 lb/pulg2.
Angulo de fricción de la superficie de falla= 40°
Densidad de la roca
= 160 lb(f)/ft3.
Densidad del agua
= 62.4 lb(f)/ft3.
Datos de Salida:
Factor de Seguridad
Área de contacto
Peso de la tajada
= 2.13
= 166.73 ft2.
= 289181.78 lb(f)
Cantera LOURDES
Datos De Entrada:
Altura del talud
= 65 ft.
Inclinación de la cara del talud
= 45°
Inclinación del Plano de falla
= 37°
Cohesión de la superficie de falla
= 1000 lb/pulg2. (*)
Angulo de fricción de la superficie de falla= 58°
Densidad de la roca
= 160 lb(f)/ft3.
Densidad del agua
= 62.4 lb(f)/ft3.
Datos de Salida:
Factor de Seguridad
= 3.75
Área de contacto
= 108.01 ft2.
Peso de la tajada
= 110541.16 lb(f)
4.7. Discusión De Los Resultados
El análisis de Estabilidad de Taludes a la pared Sur del Talud
Final de las Canteras MARIO y LOURDES de la U.P. LOURDES,
ofrece resultados positivos y favorables al Talud de Diseño, fijado
en 45° para todas las paredes del Tajo Final.
CONCLUSIONES
1. El análisis de estabilidad se desarrolló utilizando el método
de equilibrio límite
2. Se tomó como sección representativa del conjunto; la
Sección Transversal S-9, y la Sección Longitudinal E-7 que
mejor representa las condiciones promedio en el área de
operaciones mineras. Tanto en la geología económica
como estructural y litológica.
3. Se levantó información estructural mediante línea de
detalle;
determinándose
como
el
sistema
de
discontinuidades más desfavorable, en la cantera MARIO,
al Sistema Fractura "B", con rumbo 252 NE y buzamiento
36° NO hacia la cara libre del talud final. Configurando el
riesgo potencial de una inestabilidad por falla de corte
plana.
4. Se procedió al análisis de estabilidad para la condición de
máximo encampane, es decir de 60 m (98 pies) de alto;
estimando las fuerzas que tienden a producir el
deslizamiento y las fuerzas resistentes. Obteniéndose un
Factor de Seguridad de 2.13, lo que manifiesta la
estabilidad de diseño para cada banco final propuesto en la
pared Sur de la cantera.
5. Se levantó información estructural mediante línea de
detalle;
determinándose
como
el
sistema
de
discontinuidades más desfavorable, en la cantera
LOURDES, al Sistema Fractura "B", con rumbo 277 NE y
buzamiento 37° N hacia la cara libre del talud final.
Configurando el riesgo potencial de una inestabilidad por
falla de corte plana.
6. Se procedió al análisis de estabilidad para la condición de
máximo encampane, es decir de 30 m (65 pies) de alto;
estimando las fuerzas que tienden a producir el
deslizamiento y las fuerzas resistentes. Obteniéndose un
Factor de Seguridad de 3.75, lo que manifiesta la
estabilidad de diseño para cada banco final propuesto en la
pared Sur de la cantera.
7. La diferencia entre los valores del Factor de Seguridad,
expresa también la diferencia de calidad entre los
materiales evaluados, observados por la comparación de la
resistencia a la compresión simple obtenida en el
Laboratorio de Mecánica de Rocas.
RECOMENDACIONES
1. Que el laboratorio de Mecánica de Rocas de la UNJBG sea
implementada con una cámara de pruebas triaxial.
2. Que SMRL LOURDES DE TACNA, continúe evaluando sus
taludes, particularmente la pared Este, de sus canteras.
3. Se continúe el proyecto de investigación aplicando un
análisis de sensibilidad a los parámetros más críticos del
Tajo Final.
BIBLIOGRAFIA
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Goodman, Richard E. 1998. El Comportamiento de la Roca en
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