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GENERALIDADES

El número de estabilidad es uno de los dos parámetros que utiliza epara determinar las diferentes zonas de estabilidad determinadas e

Uno de los factores que se usan para hallar el número de estabilidamodificada de clasificación ingenieril del Instituto Geotécnico de Nsistema Q, para caracterizar la calidad del macizo rocoso.

El valor modificado de Q, Q’ es calculado de los resultados de malogueo geotecnia de los testigos del macizo rocoso de acuerdo a

del sistema Q, pero asumiendo que el parámetro de reducción  juntas y el factor de reducción de esfuerzos (SRF) son ambos igcalidad del macizo rocoso se define por:

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GENERALIDADES

Donde el RQD es el índice de designación de la calidad de la rpor Deere en 1964 y está basado en un porcentaje modificado de testigos

el número de sistemas de juntas (Jn)

el número de rugosidad de las juntas (Jr)

y el número de alteración de las juntas (Ja).

El número de estabilidad desarrollado por Mathews es determinaajuste del valor de Q’ a los esfuerzos inducidos la orientación de las y la orientación de la superficie de la excavación. El número de definido por la ecuación, el cual incluye los tres factores ya mencion

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GENERALIDADES

Q’ es el valor modificado de Q

A es el factor de esfuerzos de la roca

 B es el ajuste por orientación de las juntas

C es el factor de ajuste por el efecto de la gravedad

 Estos tres factores serán desarrollados en las siguientes secciones dando su método de cálculo y la explicación de cada uno de estos

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FACTOR A

El factor A, también llamado el factor de esfuerzos en la resfuerzos actuantes sobre las caras libres del tajeo abierto en

Este factor es determinado a partir de la resistencia cconfinada de la roca intacta y el esfuerzo actuante paraexpuesta del tajeo

La resistencia de la roca intacta puede ser determina

ensayos de laboratorio de la roca El esfuerzo compresivo inducido se establece a partir del

numérico o se estima a partir de distribuciones de esfuvalores de esfuerzos insitu medidas o asumidas.

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FACTOR A

El factor de esfuerzo en la roca, A, es por lo tanto determinala relación , resistencia de la roca intacta a esfuerzo compresobre el borde de la abertura:

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FACTOR A

El factor A se puededeterminar en el gráfico2.5, con el valor halladodel ratio antes

mencionado se proyectaa la curva presentada yse halla el factor deesfuerzos en roca.

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FACTOR B

El factor de ajuste por orientación de juntas, B, toma en cuenta las juntas sobre la estabilidad de las caras del tajeo.

Mientras el ángulo entre la junta y la superficie sea más pequeñque el puente de roca intacta, mostrado en la Figura 2.6, se romde la voladura, esfuerzos o por otro sistema de juntas.

Cuando el ángulo θ se aproxima a 0, ocurre un ligero incrementresistencia, desde que los bloques de roca diaclasada actúan c

La influencia de las juntas críticas sobre la estabilidad de la supeexcavación, es más alta cuando el rumbo es paralelo a la supemás pequeña cuando los planos son perpendiculares entre sí

El factor B, que depende de la diferencia entre la orientación dy cada cara del tajeo, puede ser determinado a partir del diagrreproducido en la Figura 2.7.

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FACTOR B

Aunque la forma decalcular el factor B fuecambiada por Potvin,algunos investigadores(Trueman, Stewart & Forsyth)decidieron investigaracerca de estamodificación al métodooriginal, y llegaron a laconclusión el número deestabilidad resulta en unano apreciable diferencia en

la capacidad predictiva dela técnica paraexcavaciones sin soporte.Por lo que muchosempiristas prefieren calcularel factor de B de la maneraoriginal propuesta porMathews.

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FACTOR C

El factor C es el factor de ajuste por el efecto de la gravpuede ocurrir desde el techo debido a caídas inducidas poo, desde las paredes del tajeo, debido a lajamientos o desliz

Potvin (1988) sugirió que tanto las fallas inducidas por gravedfallas por lajamiento, dependen de la inclinación de la supeα. l factor C para estos casos puede ser calculado a partirC = 8  –   6 Cos α  o determinado a partir del diagrama g

Figura 2.9. Este factor tiene un valor máximo de 8 para paredun valor mínimo de 2 para techos horizontales de tajeos.

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Clasificación de Bieniawski (R.M

“rock mass rating” Z. T. Bienia

Se valora una serie de parámetros:

(1) Resistencia del material intacto valor m

(ensayo carga puntual o compresión simple)

(2) R.Q.D. valor m

(3) Distancia entre las discontinuidades valor m

(4) Condición de las discontinuidades valor m

(5) Agua subterranean valor 15

RMR = (1) + (2) + (3) + (4) + (5) 

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Clasificación de RMR (oscila entre 0 y 100):

Clase Calidad de roca RMR

I muy buena 81 –  100

II buena 61 –  80

III regular 41 –  60

IV mala 21 –  40

V muy mala 0 - 20

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Corrección del RMR

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Mining Rock Mass Ratin(MRMR)

Laubscher 2000

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 El método cambia la valoración de algunos parámetros y adeterminación del espaciamiento de las discontinuidades csu predecesor (RMR Bieniawski). Además considera los esfueinducidos y los efectos en el macizo producto de la voladuralteración por exposición de la roca fresca al ambiente.

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PROCESO

Determinación In Situ Rock Mass Rating (IRMR)

Diagrama de flujo IRMR 2000 

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 Ajustes de minería 

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La aplicación del sistema MRMR en el diseño de mina es presentado en e

“Planning Mass Mining Operations” [Laubscher 1993]. Las principales recopautas de diseño son:

Soporte de diseño

Los diagramas de cavabilidad y estabilidad de tajeos abiertos

Extensión de la excavación y zona de fallas

Fragmentación de la excavación

Ratios de excavación y secuencia de minado

Directriz de talud