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INFORME DE PRÁCTICA SOSTENIMIENTO DE MINAS; MINA LA GITANA
CAMILO ANDRES FLOREZ ESQUIVEL COD: 1180885
UNIVERSIDAD FRANCISCO DE PAULA SANTANDER
FACULTAD DE INGENIERÍAS PROGRAMA DE INGENIERIA DE MINAS
SOSTENIMIENTO DE MINAS SAN JOSÉ DE CÚCUTA
2017
INFORME DE PRÁCTICA SOSTENIMIENTO DE MINAS; MINA LA GITANA
CAMILO ANDRES FLOREZ ESQUIVEL COD: 1180885
Trabajo presentado como requisito para optar nota de tercer previo de la asignatura
SOSTENIMIENTO DE MINAS
Docente JOSE AGUSTÍN VARGAS ROSAS
Ingeniero de Minas - Msc Gestión Minera
UNIVERSIDAD FRANCISCO DE PAULA SANTANDER FACULTAD DE INGENIERÍAS
PROGRAMA DE INGENIERÍA DE MINAS SOSTENIMIENTO DE MINAS
SAN JOSÉ DE CÚCUTA 2017
TABLA DE CONTENIDO
1. INTRODUCCIÓN .......................................................................................................................................................... 6
2. OBJETIVOS ................................................................................................................................................................... 7
2.1. OBEJETIVO GENERAL........................................................................................................................................ 7
2.2. OBJETIVOS ESPECÍFICOS .................................................................................................................................. 7
3. GENERALIDADES ........................................................................................................................................................ 8
3.1. UBICACIÓN......................................................................................................................................................... 8
3.2. GEOLOGÍA ........................................................................................................................................................ 10
4. TEMARIO A DESARROLLAR EN LA VISITA TÉCNICO PEDAGOGÍA EN LA MINA LA GITANA ..................... 12
4.1. IDENTIFIQUE LAS ROCAS DEL TECHO DE LA MINA, TECHO INMEDIATO Y TECHO PRINCIPAL Y CONCEPTÚE SOBRE SU
COMPETENCIA Y RIGIDEZ DE TECHO INMEDIATO. CONSULTE COLUMNA ESTRATIGRÁFICA......................................................... 12
4.2. ELABORE FIGURAS SOBRE LA FORMA DE LA EXCAVACIÓN Y ELABORE PLANOS DE LOS SISTEMAS DE SOSTENIMIENTO
INSTLADAS, VISTA LATERAL Y VISTA EN PLANTA CON LA SEPARACIÓN RESPECTIVA. ................................................................... 16 4.3. CALCULE LA DENSIDAD DE SOPORTES EN LAS EXPLOTACIONES (ELEMENTOS DE SOSTENIMIENTO/POR METRO
CUADRADO)........................................................................................................................................................................ 20
4.4. TOME DATOS Y REALICE UNA CLASIFICACIÓN DEL MACIZO ROCOSO DEL TECHO DE LA MINA. ..................................... 22
4.5. REALICE UNA ESTIMACIÓN DE LOS ESFUERZOS IN SITU E INDUCIDOS. ....................................................................... 28 4.6. CONSULTE LAS CARACTERÍSTICAS TÉCNICAS ESPECÍFICAS DEL SOPORTE, REQUERIDAS PARA EL DISEÑO DE UN SISTEMA DE
SOSTENIMIENTO PARA EL SOPORTE DEL TECHO DE LA MINA. .................................................................................................. 35
4.7. DETERMINE LA CARGA QUE SOPORTA EL SOPORTE, , RQD, EVALUÉ LAS CONDICIONES DE LA ROCA RELACIONADAS A LA
ESTRUCTURA DEL MACIZO ROCOSO DEL TECHO DE LA MINA ................................................................................................... 45
4.8. EXAMINE LA POSIBILIDAD DE FORMACIÓN DE CUÑAS O BLOQUES DE ROCA EN EL TECHO, TAMAÑO DE LOS BLOQUES
FORMADOS, MEMORIZACIÓN DE LA ROCA, INFLUENCIA Y DIRECCIÓN DE LAS DIACLASA O FISURAS, EFECTOS DE VOLADURA, Y
DEMÁS DATOS QUE PUEDA TOMAR Y OBSERVAR Y QUE AFECTAN LA ESTABILIDAD DEL SOSTENIMIENTO, ETC. ............................ 49 4.9. SI SE FORMA CUÑAS D ROCA DEL TECHO COMO CONSECUENCIA DE LAS DIACLASAS USE RED ESTEREOGRAFÍA PARA
EXAMINAR SU PESO E ESTABILIDAD....................................................................................................................................... 54
4.10. ESTIME LOS ESFUERZOS MÁXIMOS EN LA ROCA QUE RODEA LA EXCAVACIÓN DE ACUERDO A SU FORMA Y SIN SOPORTE O
SOSTENIMIENTO.................................................................................................................................................................. 58 4.11. REALICE JUICIO CRÍTICO SOBRE LOS SISTEMAS DE SOSTENIMIENTO EMPLEADOS EN LA MINA Y ESCRIBA
RECOMENDACIONES, EN RAZÓN AL JUICIO CRÍTICO ARGUMENTADO. .................................................................................... 64
4.12. CONSULTE Y PROPONGA UNA NUEVA TECNOLOGÍA DE UN SISTEMA DE SOSTENIMIENTO EMPLEADO EN MINAS
SUBTERRÁNEA..................................................................................................................................................................... 66
5. ONCLUSIONES........................................................................................................................................................... 71
6. BIBLIOGRAFÍA ........................................................................................................................................................... 72
TABLA DE FIGURAS Figura 1 Operaciones Mineras en Colombia - Frontier Coal .......................................................... 8
Figura 2 Mapa geográfico del departamento de Norte de Santander. En Rojo Sardinata................ 9
Figura 3 Mapa geográfico del municipio de Sardinata. En Rojo La Vereda Cerro La Vieja ................ 9
Figura 4 Geología regional del área............................................................................................10
Figura 5 Columna estratigráfica .................................................................................................12
Figura 6 CMRR de la mina la Gitana ...........................................................................................13
Figura 7 Roof fall in a stackrock sequence. .................................................................................14
Figura 8 Construcción de una viga en suspensión .......................................................................15
Figura 9 Progressive roof spalling leads to roof fall. ....................................................................16
Figura 10 Spalling en la mina La Gitana ......................................................................................16
Figura 11 Vista en planta pernos ...............................................................................................17
Figura 12 Vista en perfil pernos y formación de viga en suspensión .............................................17
Figura 13 VVista en planta pórticos de acero ..............................................................................18
Figura 14 Vista perfil pórticos de acero ......................................................................................18
Figura 15 Vista planta canastas .................................................................................................19
Figura 16 Vista en perfil canastas...............................................................................................20
Figura 17 Vista General de entrada del CMRR ............................................................................23
Figura 18 Formato CMRR ..........................................................................................................24
Figura 19 Datos en CMRR SHALE ...............................................................................................25
Figura 20 Datos en CMRR Arenisca ............................................................................................25
Figura 21 CMRR MINA LA GITANA .............................................................................................26
Figura 22 RELACIÓN ANCHO GALERÍA-CMRR ..............................................................................26
Figura 23 RMR MINA GITANA ....................................................................................................27
Figura 24 Esfuerzos insitu..........................................................................................................28
Figura 25 Esfuerzos inducido una excavación .............................................................................29
Figura 26 Esfuerzos inducido múltiples excavaciones ..................................................................29
Figura 27 Esfuerzos en una falla normal .....................................................................................30
Figura 28 Modelo estratigrafía empleado en PHASE 2.................................................................31
Figura 29 Distribución de esfuerzo principal mayor en la mina La Gitana .....................................32
Figura 30 . Trayectoria de los esfuerzos principales ....................................................................33
Figura 31 Sigma 3 inducidos en mina la Gitana ..........................................................................34
Figura 32 Sigma 1 inducido por dos excavaciones .......................................................................35
Figura 33 Sigma 3 inducido por dos excavaciones .......................................................................35
Figura 34 Perno con resina ........................................................................................................37
Figura 35 Resina .......................................................................................................................37
Figura 36 Especificaciones DIACO ..............................................................................................38
Figura 37 ESPECIFICACIONES Respol Bolt ..................................................................................38
Figura 38 Instalación perno .......................................................................................................39
Figura 39..................................................................................................................................40
Figura 40 Instalación de pernos con perforada neumática Stopper BBD 46WS en la mina la Gitana
...............................................................................................................................................40
Figura 41 Instalación perno mina la gitana .................................................................................41
Figura 42 Entrada mina la gitana ...............................................................................................42
Figura 43 Pórticos de acero espaciados, LHD y pernos de anclaje. Mina La Gitana ........................42
Figura 44 Canastas....................................................................................................................44
Figura 45 Especificaciones malla................................................................................................45
Figura 46 Mallas .......................................................................................................................45
Figura 47 RQD GUACARÍ...........................................................................................................48
Figura 48 Separación estratos ...................................................................................................50
Figura 49 Roca foliada...............................................................................................................51
Figura 50 Tipo de bloques .........................................................................................................52
Figura 51 Cuña biplanar ............................................................................................................52
Figura 52 Falla paralela .............................................................................................................53
Figura 53 Falla perpendicular ....................................................................................................53
Figura 54 Avance minado ..........................................................................................................53
Figura 55 Direccion diaclasas.....................................................................................................54
Figura 56 Red estereográfica .....................................................................................................55
Figura 57 Vista UNWEDGE ........................................................................................................56
Figura 58 Vista frontal...............................................................................................................57
Figura 59 Resultados ................................................................................................................57
Figura 60 Separación estratos ...................................................................................................59
Figura 61 Factor de resistencia ..................................................................................................59
Figura 62 Factor de resistencia con perno ..................................................................................60
Figura 63 Desplazamiento total .................................................................................................61
Figura 64 Desplazamiento total con perno .................................................................................61
Figura 65 Falla ..........................................................................................................................63
Figura 66 Esfuerzos por falla .....................................................................................................63
Figura 67 Concreto reforzado ...................................................................................................66
Figura 68 Cercha reticulada ......................................................................................................67
Figura 69 Jackprop....................................................................................................................68
Figura 70 Jackprp 2 ...................................................................................................................69
Figura 71 Cable bolt..................................................................................................................70
Figura 72 Especificaciones cable bolt ........................................................................................70
1. INTRODUCCIÓN
La minería subterránea en Colombia siempre se ha caracterizado por ser bastante rudimentaria y utilizar técnicas que en a través del tiempo se han dejado de usar. La implementación de diseños de sostenimiento se ha limitado solo a la utilización de la
madera; generando problemas medioambientales por la tala y deforestación de árboles. Las empresas no adquieren el sentido de pertenencia que ha de haber para el correcto desarrollo de la actividad minera, dónde los altos índices de accidentes y fatalidades la ponen en el ojo de la discordia entre los Colombianos. La caída de rocas es uno de los principales problemas de accidente en las minas del país, esto se debe a las rudimentarios técnicas de entibación, y a la poca inversión que se realiza para poder mejorar esta operación minera.
El presente informe tiene como finalidad mostrar los nuevos y modernos métodos de sostenimiento aplicados en minería subterránea, que aunque son nuevos para el país, son
de larga tradición a nivel mundial.
La Mina La Gitana propiedad de Frontier Coal S.A.S. se encuentra ubicada en la vereda cerro León jurisdicción del municipio de Sardinata, Norte de Santander. En ella se
encuetran realizando sostenimiento de las instalaciones mineras con pernos de anclajes de resina, así como la utilización de pórticos de acero rígido en las zonas de falla.
Para la correcta realización y cálculo de los resultados, se aplicaron los diversos software que fueron explicados y aplicados durante el transcurso del semestre, así mismo se pudo
ver en práctica todos esos conceptos teóricos que se ven en las clases, ya que la práctica es lo que hace al ingeniero de minas.
2. OBJETIVOS
2.1. OBEJETIVO GENERAL
Aplicar los conocimientos teóricos de la asignatura sostenimiento de minas, mediante la observación, interpretación, análisis y argumentación sobre los aspectos geomecánicos
del macizo rocoso que intervienen en el planeamiento y diseño de las labores mineras .
2.2. OBJETIVOS ESPECÍFICOS
Dar juicio crítico constructivo, sobre el diseño de sostenimiento en una mina
subterránea pasí como los parámetros más importantes para darle mayor estabilidad y seguridad a las labores y al personal de trabajo.
Plantear en el estudiante de ingeniería de minas la capacidad de resolver
problemas al instante en el momento que se presente esas situaciones en las minas.
Tabular los datos recopilados en los distintos programas geomecánicos, para así
poder analizar los aspectos relacionados con la estabilidad, y poder dar
recomendaciones, si en dado caso se presentan debilidades.
3. GENERALIDADES
3.1. UBICACIÓN
La mina de carbón La Gitana está ubicada en el municipio de Sardinata, Norte de Santander, de la cual su titular es Carbomine, en la actualidad esta mina es operada por la empresa FRONTIER COAL S.A.S. con NIT 802.022.622, El área de contrato donde se localiza
la mina La Gitana, pertenece a la llamada cuenca de Maracaibo y se encuentra en el flanco NE del sinclinal la Vieja, que es una estructura de 16 Km. El yacimiento económicamente
explotable pertenece a la formación los cuervos TPC .
Vereda Municipio Departamento CERRO LA VIEJA SARDINATA NORTE DE SANTANDER
A la mina se llega por la vía que de Cúcuta conduce a Sardinata en un trayecto de 42 km de carretera pavimentada en buen estado hasta el sitio conocido como la “Y” ,de allí parte
un carreteable en regular estado que lleva a la mina, son aproximadamente 12 Km.
Figura 1 Operaciones Mineras en Colombia - Frontier Coal Fuente: https://www.youtube.com/watch?v=p6JXSs3oVv4
A nivel macro, la ubicación del proyecto se encuentra en el departamento colombiano Norte de Santander. El cuál está ubicado en la zona nororiental del país sobre la frontera
con Venezuela. Forma parte de la región Andina. Tiene 40 municipios agrupados en 6 subregiones, 2 provincias y un área metropolitana. Su capital es la ciudad de Cúcuta.
(Aponte, 2012)
Figura 2 Mapa geográfico del departamento de Norte de Santander. En Rojo Sardinata
Figura 3 Mapa geográfico del municipio de Sardinata. En Rojo La Vereda Cerro La Vieja
Fuente: (Alcaldía de Sardinata , 2012) Tiene una superficie de 21.648 km² (que en términos de extensión es similar a la de El
Salvador o Eslovenia) y una densidad de 66.8 hab/km. Limita al norte y al este con Venezuela, al sur con los departamentos de Boyacá y Santander, y al oeste con Santander y Cesar. Sus coordenadas son 07°54’N, 72°30’O. Su capital San José de Cúcuta se encuentra situada en el noreste del país, en el Valle homónimo, sobre la Cordillera Oriental de los Andes, situada sobre la frontera con Venezuela. Cúcuta cuenta con una población aproximada de 650 mil habitantes. El Municipio de Sardinata pertenece a la subregión norte del departamento de Norte de
Santander, con los Municipios de Bucarasíca, El Tarra y Tibú. Representa el 28.62 % de la extensión total de la subregión.
Sardinata se ubica sobre la cordillera oriental del país, en las coordenadas: longitud Oeste
de Greenwich 72º 48' 17" y latitud Norte 8º 5' 09", a una distancia de 70 Km. de la capital del departamento.
Con una superficie de 1.451.17 km2, el municipio aporta el 6.60 % del área total del Departamento Norte de Santander de 21.987 km2.
3.2. GEOLOGÍA
El área donde se localiza la mina La Gitana, pertenece a la llamada cuenca de Maracaibo y se utiliza la nomenclatura estratigráfica de la concesión Barco, afloran rocas de las concesiones Mito Juan (Ksmj) del cretáceo superior y las formaciones Barco (Tpb), los
Cuervos (Tplc) y Mirador (Tem) del terciario inferior y medio; el yacimiento carbonífero se encuentra en la formación los Cuervos. En la siguiente figura se muestra la columna
estratigráfica generalizada.
Figura 4 Geología regional del área Fuente: INGEOMINAS
La geología estructural a nivel local del área de la mina Guacari se ubica en un área de complejidad geológica moderada, presenta una falla de rumbo aproximado N-S, que hace que el bloque localizado al este de ella quede 1.8 m por encima del bloque localizado al oeste de la misma. La posición estructural del yacimiento es la siguiente:
Rumbo predominante: en la parte oeste del yacimiento se presenta un rumbo aproximado N 68º-80º W y hacia la parte este del mismo un rumbo aproximado W-E.
Buzamiento predominante 11º NE. Descripción de los mantos de carbón A manera de soporte se presenta la descripción de los mantos que se han reconocido en la zona; aunque las actividades mineras se concentran en la explotación del manto 30. Se levantó una columna parcial de la formación los Cuervos en los caños del área de estudio que a la vez sirven de límite natural con las minas vecinas y en los afloramientos
destapados para los trabajos mineros.
En este levantamiento no se encontró el manto 10 (espesor 0.9m), en el cual aflora en otras minas del sector. Se ubicaron los mantos 20 y 30; de estos dos se explota el manto
30 que tiene dos capas, la inferior de 0.9 m y la superior de 0.8 m con una intercalación de 0.9 m. El manto 20 tiene dos capas de carbón con los siguientes espesores, la inferior de
0.8m y la superior de 0.6 m, con una intercalación de 0.6 m.
4. TEMARIO A DESARROLLAR EN LA VISITA TÉCNICO PEDAGOGÍA EN LA MINA LA
GITANA
4.1. Identifique las rocas del techo de la mina, techo inmediato y techo principal y
conceptúe sobre su competencia y rigidez de techo inmediato. Consulte columna
estratigráfica.
En la mina la Gitana, las rocas que hay en los techos inmediato y principal, corresponde a lutitas y areniscas respectivamente, para el caso de la lutia, la cuál es una roca
sedimentaria detrítica o clástica de textura pelítica, variopinta; es decir, integrada por detritos clásticos constituidos por partículas de los tamaños de la arcilla y del limo, se
hará un análisis de su competencia y rígidez más adelante, así como de la característica que presenta esta, debido a su alta densidad de laminación, que la asemejan a las hojas de un libro. Las areniscas del techo principal, contrario a lo que se pensaría, es algo arcillos o, esto debido a su proceso de depositación en los cuáles fue mezclado en cierto grado con la lutita, lo que explica que los dos techos tengan ciertas propiedades de los otros. La otra roca presente, pero que no corresponde a los techos de la mina, es claramente el carbón, el cúal se divide en dos mantos, con una intercalación de arenisca arcillosa. Las dimensiones de la columna estratigráfica presente en la Mina La Gitana se presenta a
continuación.
Figura 5 Columna estratigráfica Fuente: Frontier Coal
TECHO
PRINCIPAL
TECHO
INMEDIATO
PISO DEL
TÚNEL
Para evaluar la calidad presente en el techo de la mina, se tomará lo obtenido en el punto número 4 del presente trabajo, dónde se mostrará el CMRR que se obtuvo en la Gitana.
Figura 6 CMRR de la mina la Gitana Fuente: Autor
Teniendo en cuenta que el CMRR varía de 0-100, La baja calidad del techo demuestra lo
necesario de implementar medidas de sostenimiento bastante sofisticadas (por lo menos para Norte de Santander) como los pernos.
El análisis de rigidez y competencia de los techos de la mina se describe a continuación. Las rocas presentes en el techo inmediato de la mina como ya se dijo antes es una lutita o shale con alto contenido de sílice (cerca del 50%), lo que quiere decir que tiene ciertas intercalaciones de arenisca, este cualidad, produce que exista una laminación bastante notoria en el techo inmediato, controlando el comportamiento geomecánico del techo, este fenómeno es conocido como StackRock, término descrito por la NIOSH como: Término minero para una secuencia de roca del techo compuesta de capas de
intercalaciones de arenisca intercaladas y capas de shale. Esta característica pudo observar
Típicamente, las secuencias de stackrock gruesas se vuelven inestables cuando se someten a esfuerzos horizontales (aunque en la Gitan , como se analizará en el punto número 5, los esfuerzos horizontales son bajos). Los esfuerzos se concentra en los estratos de arenisca más rígidas, causando deflexión , delaminación y trituración de la roca en el techo.
Figura 7 Roof fall in a stackrock sequence. Fuente: NIOSH El problema de tener este tipo de laminación en el techo inmediato, y por las
características técnicas de sostenimiento empleadas en la mina (la longitud de los pernos es de máximo 1.50 m, mientras que el techo inmediato es de 3 m) hace que se apliquen
técnicas tales como: Construcción de vigas: Cuando no hay una estrato "autoportante" a su alcance, los pernos
deben atar el techo para crear una "viga" (figura ). Los pernos refuerzan la roca manteniendo la fricción en los planos de los estratos, bloqueando bloques de roca fracturada y controlando la dilatación de las capas fallidas del techo.
Figura 8 Construcción de una viga en suspensión Fuente: NIOSH
. A primera vista puede parecer que stackrock formaría una viga más fuerte cuando se
reforzara con los pernos del techo. En el diseño ingenieril de sostenimiento, una viga compuesto de es más fuerte que una viga formado a partir de un solo miembro. El
problema con los pernos de anclaje es que es difícil ejercer suficiente compresión sobre la viga de stackrock para evitar que sus laminas se corten horizontalmente. Una vez que se produce esta delaminación, la resistencia de la viga se convierte en la resistencia de las laminaciones individuales. Los Stackrock puede ser fuerte axialmente dependiendo de la proporción de arenisca en el shale, pero es típicamente débil a lo largo de la estratificación En la mina La Gitana, el techo también tenía otros problemas, en este caso debido a fallas
normales presentes en ciertas partes de la excavación. Estas fallas inducían al deterioro y fracturamiento de las rocas a una distancia de 20 m adelante y detrás de la línea de falla;
necesitando nuevos sistemas de sostenimiento como pórticos de acero y mallas electrosoldadas. Este problema de control de techo es conocido como Spalling Roof.
Spalling Roof es la caída de la roca entre los pernos. Puede avanzar hacia arriba,
eventualmente por encima del anclaje del perno del techo (Fig. 19). El rozamiento de rocas entre los pernos puede deberse a varios factores. Una mala cohesión del techo o una matriz rocosa débil.
La separación puede ser impulsada por una tensión horizontal o por gravedad. La separación del techo sobre el anclaje del perno compromete la viga del techo y puede
conducir a su caída. El otro mecanismo es la meteorización de las rocas las cuales son sensibles a la humedad. La humedad puede debilitar los shales ricos en arcilla y causar
hinchazón, creando presión hacia abajo sobre el techo, fracturando rocas ya débiles . Esta conjugación puede eventualmente progresar a una caída del techo. Las minas con este
tipo de roca, como la gitana tienen un deterioro dependiente del tiempo de la cubierta que conduce a las caídas del techo. Las caídas del techo pueden continuar ocurriendo
años después de la minería. Muchos estudios muestran que los mudrocks se debilitan con la exposición a la humedad, puede ser este deterioro de la humedad lo que explica algunas caídas de techo a largo plazo
Figura 9 Progressive roof spalling leads to roof fall. Fuente: NIOSH
Figura 10 Spalling en la mina La Gitana
Fuente: NIOSH
4.2. Elabore figuras sobre la forma de la excavación y elabore planos de los sistemas
de sostenimiento instladas, vista lateral y vista en planta con la separación
respectiva.
Para los pernos se tiene las siguientes vistas:
Figura 11 Vista en planta pernos Fuente: Autor
Figura 12 Vista en perfil pernos y formación de viga en suspensión Fuente: Autor
Para los pórticos se tiene:
Figura 13 VVista en planta pórticos de acero
Fuente: Autor
Figura 14 Vista perfil pórticos de acero
Fuente: Autor
Para las canasta se tiene:
Figura 15 Vista planta canastas
Fuente: Autor
1.15 M
1.1
5 M
Figura 16 Vista en perfil canastas
Fuente: Autor
4.3. Calcule la densidad de soportes en las explotaciones (elementos de
sostenimiento/por metro cuadrado)
Para el calculo de la densidad de soportes se empleará lo descrito por Cemal Biron, en su
libro ademes de minas.
Para eso se parte teniendo en cuenta la información dada por la empresa frontier coal, en la cuál, y tal como se observó en campo: Pernos por fila: 4
1.15 m 1.15 m
Distancia entre pernos de una misma fila: 1.5 m. Ancho del túnel: 6 m Partiendo de eso, y con la fórmula de Cemal Biron se tiene qué:
Siendo
la densidad de pernos / m2 m = Número de pernos por fila L = Ancho del túnel C = Distancia entre pernos Reemplazando valores se tiene:
⁄
Aparte de esta metodología que se encuentra en el libro ademes de minas. El autor del
presente informe, con base a información obtenida de internet BIBLIOGRADIA, muestra su propia metodología, y se comparará con la dada en el libro de ademes de minas.
El principio básico se fundamenta en que la densidad de pernos es igual al peso de la roca del techo a soportar por cada perno sobre la capacidad que ofrece el perno. Pero todo esto dividido sobre el número de pernos por fila. Quedando entonces así:
(
)
( ) La diferencia de este método con el otro, es que el de Cemal Biron indica la densidad de
pernos que hay para determinadas distancia, en cambio la propuesta por Camilo Flórez – Agustín Vargas, hace una estimación de la densidad de pernos que debe haber según la
cantidad de roca que ha de sostener y la capacidad que pueda ofrecer el perno; lo que la hace un poco mas completa.
Para el cálculo de la densidad de sostenimiento en la mina la Gitana según Flórez-Vargas,
se procederá como sigue: Primero calcular la cantidad de roca que cae sobre un perno. Ver el enciso #6
Volumen a soportar: 1.5 m x 1.2 m x 3 m
Volumen a soportar: 5.4 m3
Peso = V*
Peso= 5.4 m3 *2.5 Ton/m3
Peso = 13.5 Ton
Para calcular la cpacidad del perno se tomará como referencia lo obtenido en el punto 6. Para lo cual toca que el lector se remita para su comprobación
Capacidad del perno:
Capacidad del perno: 21.414 Ton
Reemplazando valores.
(
) ( )
DP = 0.70 ⁄
Este valor difiere un poco al 0.56 obtenido con la metodología de Cemal Biron, pero su explicación tiene como razón de ser de que Biron solo emplea la distancia entre pernos, que fue de 1.5, mientras que la distancia entre filas (de 1.2) no la tiene en cuenta, por lo que sus resultados tendrán cierto margen de error ya que las dos distancia tienen diferentes dimensiones, haciendo así que la fórmula estime que son iguales.
Mientras que los resultados según la metodología Flórez-Vargas, si tiene en cuenta esta
distancia, pero su uso principal es para estimar la densidad de soporte que ha de haber en una galería minera con ciertas características geológicas y técnicas.
NOTA: El valor de 15 propuesto en la fórmula, es un valor empírico y debe ser analizado con más detalle y rigor científico para ver los rangos en los que podría variar.
4.4. Tome datos y realice una clasificación del macizo rocoso del techo de la mina.
Para la clasificación del techo de la mina la Gitana, se hará uso de un software creado por la NIOSH llamado CMRR, el cuál, unos resultados fueron mostrados previamente en el punto No 1. El sistema de clasificación de techos de mina de carbón (CMRR) fue desarrollado hace mas
de 20 años para llenar la brecha entre la caracterización geológica y el diseño de ingeniería. Combina muchos años de estudios geológicos en minas de carbón
subterráneas y experiencia mundial con sistemas de clasificación de macizos rocosos. Al igual que otros sistemas de clasificación, el CMRR comienza con la premisa de que la competencia estructural de la roca en las minas es determinada principalmente por las discontinuidades que debilitan el tejido de la roca (MARK, 2003
Figura 17 Vista General de entrada del CMRR
Fuente: Autor La metodología para obtener la clasificaicón geomecánica del CMRR es la siguiente.
El CMRR se puede determinar a partir de exposiciones subterráneas tales como caídas de techo y overcasts, o de núcleos de perforación de exploración. En ambos casos, los principales parámetros medidos son: • La resistencia de compresión uniaxial (UCS) de la roca intacta, • La intensidad (espaciamiento y persistencia) de las discontinuidades, tales como los planos de estratificaión y las zonas de deslizamiento, • La resistencia al corte (cohesión y rugosidad) de las discontinuidades, y • La sensibilidad a la humedad de la roca.
El CMRR se calcula en un proceso de dos pasos. En primer lugar, el techo de la mina se divide en unidades litológicas / estructurales, y se determinan las calificaciones de las
unidades para cada una. Entonces el CMRR se determina combinando las cal ificaciones de la unidad y aplicando los factores de ajuste apropiados. El segundo paso es el mismo sin importar si las calificaciones de la unidad eran de los datos recolectados subterráneamente o del núcleo de perforación.
A continuación se muestra la tabla que indica los valores para medir las distintas discontinuidades dentro de una capa del techo
Figura 18 Formato CMRR Fuente: NIOSH
Como se dijo anteriormente, los techos superpuestos a la excavación son lutitas y arenisca, con espesores de 3 y 9 m, que corresponden al techo inmediato y principal,
respectivamente. Para el análisis del CMRR, sólo se tendrán estas dos capas, ya que no se posee mucha información acerca del techo sobrepuesto al techo principal, y además porque no tiene ninguna incidencia el de diseño minero. Los que se deben determinar siempre son el techo inmediato y techo principal.
Figura 19 Datos en CMRR SHALE
Fuente: Autor
Figura 20 Datos en CMRR Arenisca
El CMRR tiene la ventaja de que posee una galería fotográfica con los distintos tipos de
rocas, y su base de datos almacena parámetros relacionados como la resistencia intacta promedio del tipo de roca seleccionado.
Los datos mostrados en las figuras corresponde a lo observado en campo, y
relacionándolo con lo dicho por (MINAS AURORA, en su PTO de la Mina Guacarí, que se encuentra cercana a la mina la Gitana, y que para efectos de poder obtener mayor información se tomaron ciertos datos de las discontinuidades presenten que no se habían medido en campo.
El resultado del CMRR que se obtuvo fue de:
Figura 21 CMRR MINA LA GITANA
Fuente: Autor Dónde se obtuvo un CMRR de 32, que en una valoración de 0-100, es un número bastante
bajo.
Este resultado se puede interpretar según el siguiente gráfico:
Figura 22 RELACIÓN ANCHO GALERÍA-CMRR Fuente: Autor
MINA LA
GITANA
El CMRR indica que la calidad del techo es débil, algo que se comprueba con lo observado en la mina, dónde la presencia de lutita como techo inmediato, ocasionaba grandes problemas de inestabilidad debido a su densidad de laminación.
Para el cálculo del RMR de Bienawski basado en el CMRR, se procede primero a calcular el GSI, para cuál existe una relación descrita por (TAHERI & GUARDADO, 2016).
GSI = 0.8153CMRR+19.671 Con CMRR de 32 GSI= 46 Conociendo la relación propuesta por (HOEK AND BROWN,1997) GSI = RMR - 5
RMR = GSI + 5 RMR = 51, lo cuál es un macizo regular
Dato que coincide con lo expuestos por el ingeniero a cargo de la obra
Figura 23 RMR MINA GITANA
Fuente: Autor
4.5. Realice una estimación de los esfuerzos in situ e inducidos.
Los esfuerzos que existen en un macizo rocoso inalterado o in situ están relacionados con el peso de los estratos sobreyacentes y con la historia geológica del macizo. Este campo de esfuerzos de altera por la creación de una excavación subterránea y, en algunos casos, esta alteración introduce esfuerzos que son lo suficientemente grandes para exceder la
resistencia de la roca. En estos casos, el debilitamiento de la roca adyacente a los límites de la excavación puede llevar a la inestabilidad de ésta, lo que se manifestará por el cerramiento gradual de la excavación, derrumbes del techo y desprendimientos desprendimientos de los hastiales HOEK, E. Y BROWN, E.T. (1980):
Figura 24 Esfuerzos insitu Fuente: Manual Geomecánica Aplicada
Figura 25 Esfuerzos inducido una excavación Fuente: Manual Geomecánica Aplicada
Figura 26 Esfuerzos inducido múltiples excavaciones
En el caso de los esfuerzos in situ presentes en la mina la Gitana, y por información directa
obtenida del ingeniero a cargo de ella, los mayores esfuerzos se dan en la vertical, dónde los esfuerzos horizontales son casi nulos.
Para el cálculo de los esfuerzos in situ se tiene qué: El Overburden o capa de roca suprayacente (H) a la excavación es de 200 m La densidad promedio ( ) de las rocas sobrayacentes es de 25 KN/m3, ya que estas son en su mayoría areniscas, lutitas y limolitas. Entonces el esfuerzo vertical in situ está dado por:
Reemplazando valores
El cuál en términos más simples es
Esfuerzos verticales in situ en la mina La Gitana
Ya se dijo anteriormente que los esfuerzos horizontales en la mina son prácticamente nulos, sin embargo, para efectos de cálculo se tendrá que:
Siendo K la constante de esfuerzos y que para efectos prácticos se tomará de 0.33
En la zona se puede comprobar que los mayores esfuerzos son verticales ya que se
presentan muchas fallas y todas son de tipo normal, lo que indica que los mayores esfuerzos son verticales.
Figura 27 Esfuerzos en una falla normal Fuente: World Stress Map
La orientación del esfuerzo principal mayor es díficill de determinar, sin embargo, según las características estructurales que presenta el macizo en la mina la Gitana, se podría dar una estimación, ya que todas las fallas que había, y como ya se ha mencionado, eran
normales, y la gran mayoría tienen una orientación de ⁄ dónde se seguía un patrón
estructural bastante definido, siendo bastante notorio la influencia que tenían estas fallas
en el manejo del techo de la mina
Para el caso de los esfuerzos inducidos se sabe que cuando se practica una excavación subterránea en un macizo rocoso los esfuerzos que existían con anterioridad se perturban,
y se inducen nuevos esfuerzos en la roca en las inmediaciones de la excavación. Un método para representar este nuevo campo de esfuerzos es el de las trayectorias de los
esfuerzos principales, que son líneas imaginarias en un cuerpo elástico comprimido a lo largo de los cuales actúan los esfuerzos principales.
Para el cálculo de estos esfuerzos se utilizará el software de elementos finitos PHASE 2 versión 8.0 cuya propiedad es de la firma RocScience.
Para este análisis se tendrá en cuenta la estratigrafía presente en la mina la Gitana,
dándole los valores correspondiente de altura y sus características físico-mecánicas promedio obtenidas con el software RocLab propiedad de la empresa mencionada
anteriormente.
Las dimensiones de las galería fueron tomadas de 6 m de ancho por 2.6 de alto, los hastiales están compuestos por un manto de carbón divido en inferior y superior, con 1 m y 0.8 de espesor respectivamente, estos están en contacto con una intercalción de arenisca arcillosa de 0.8 m, el techo inmediato lo compone una lutita con alto contenido
de sílice, cerca del 55%, y con bastante foliación o laminación, esta tiene un espesor de 3 m. El techo principal es compuesto por areniscas de 9 m de grosor. El ancho de los pilares es de 20 m
Figura 28 Modelo estratigrafía empleado en PHASE 2 Fuente: Autor
El campo de estimación de esfuerzos fue gravitacional, empleando los valores escritos anteriormente en el presente punto. Cobertera de 200 m y Densidad promedio de 25
KN/m3, el valor de K se asume de 0.3, ya que como se dijo anteriormente, los mayores esfuerzos son verticales.
Con estos valores, se procede a hacer la estimación de esfuerzos inducidos a causa de la galería minera; dónde se obtienen los siguientes resultados
Techo Principal,
Arenisca de 9 m
Techo Inmediato,
Luti ta de 3 m
Manto de carbón,
Figura 29 Distribución de esfuerzo principal mayor en la mina La Gitana
Fuente: Autor
Para el caso del esfuerzo principal mayor, se observa como en el techo y en piso de la excavación se presentan zonas de tensión, las cuáles son propicias para el fracturamiento
de la roca.
Además, se puede analizar que la forma de la excavación no es la apropiada, ya que su eje
mayor está siendo perpendicular a la dirección de los esfuerzos principales, dónde siempre lo recomendable es que sean de forma paralela.
Como era de esperarse, en la punta de las esquinas de la excavación se presenta
concentración de esfuerzos, esto se debe a la misma forma de la galería, dónde el radio de curvatura es tan aguzado que los esfuerzos se concentran. Los esfuerzos máximos inducidos en la roca son de 15.20 MPa, los cuáles supera tres veces los esfuerzos verticales in situ hallados anteriormente
A continuación se mostrará el flujo de esfuerzos obtenidos de la modelación
Figura 30 . Trayectoria de los esfuerzos principales
Fuente: Autor
La trayectoria de los esfuerzos principales muestran como la zona de tensión se viene dando desde un altura aproximada al techo principal, lo que indica que desde ese lugar empieza haber microfracturamientos de las rocas. Así mismo, la concentración de esfuerzos en los pilares es bastante grande, sin embargo, estos a su gran ancho (20 m) mantienen su resistencia, logrando darle una mayor estabilidad a la labor minera . Para el caso de la distribución de los esfuerzos principales menores se tiene que
Figura 31 Sigma 3 inducidos en mina la Gitana
Fuente: Autor Se puede observar la gran incidencia que tiene los esfuerzos principales menores en la
fracturación de la roca, ya que todo el borde de la excavación, tanto techo, piso como hastiales, se encuentran sometidos a esfuerzos de tracción, abarcando un radio de
influencia bastante grande y que influye en la inestabilidad de la labor minera.
Lo anteriormente mostrado sólo está siendo representado cuando sólo hay una excavación, en el caso de que haya dos, como en la mina la Gitana, dónde estaba el acceso y la salida túnel, separadas por los pilares de 20 m de espesor, el software Phase 2 nos arroja lo siguiente:
Figura 32 Sigma 1 inducido por dos excavaciones Fuente: Autor
Figura 33 Sigma 3 inducido por dos excavaciones
Fuente: Autor
En las dos imágenes anteriores que representan los esfuerzos principales mayores y
menores respectivamente, se puede observar como gracias al ancho que tiene los pilares, las dos excavaciones, que son paralelas, no tienen transmisión de esfuerzos, actuando
cada una como excavación diferente a la otra, resaltando claramente la importancia de dejar buenos pilares de protección entre galería principales, impidiendo la transferencia
de esfuerzos entre excavaciones.
4.6. Consulte las características técnicas específicas del soporte, requeridas para el
diseño de un sistema de sostenimiento para el soporte del techo de la mina.
En la mina la Gitana se presentaban distintos elementos de soporte o sostenimiento, que
variaban desde la implementación de pernos de anclaje con resina, de pórticos de acero,
canasta de madera rellenas con ésteril y el uso de mallas electrosoldadas como refuerzo para los pernos en zonas fracturadas o de spalling. El uso de los principalmente elementos de sostenimiento, que eran los pernos de anclaje con resina, lo proporcionado por el ingeniero a cargo, eran proporcionados entre dos
empresas, Diaco y Respol Bolt, la primera, es una compañía colombiana filial del multinacional Grupo Gerdau. Produce aceros para la construcción tales como barras
corrugadas, mallas, pernos etc. Esta empresa aparte de proporcionar pernos, es la que también suministra el acero para la fabricación de otro elementos de sostenimiento, los pórticos, de los cuáles se hablará más adelante. Las características técnicas del sistema de empernado en la mina la Gitana es el siguiente: Perno de varilla corrugada con un extremo biselado o puntiagudo
Longitud máxima de perforación de 1,50 m
Longitud mínima de perforación de 1.20 m
Diámetro del barreno de perforación de 32 y 38 mm
Diámetro del perno de 1 pulgada ó equivalente a 25.4 mm
Placa de sujeción de 15 x 15 cm con un espesor de 5 mm
Uso de dos cartuchos de resina por barreno
Tiempo de fraguado de la resina de 90 segundos
El grado de acero usado, indistintamente de la empresa es de 70, un grado 70 equivale
aproximadamente a una resistencia a la cedencia de 420 MPa
Monitoreo de pernos usando gato enerpac
Instalación con una perforadora neumática Stopper BBD 46WS
Instalación promedio de 3 minutos / perno y de 100 diarios. (Datos del ingeniero a cargo)
Figura 34 Perno con resina Fuente: Manual Geomecánica Aplicada
Los soportes con pernos tienen una distancia de separación de 1.5 m entre pernos de una fila, y de 1.2 m entre filas. Estos para su instalación se realiza con un equipo perforador
neumático denominado Stopper, el cual tiene una capacidad máxima de barrenación de 6 metros.
La ventaja principal de los pernos con resina está dada en que el perno trabaja a carga
completa en más o menos 5 minutos, permitiendo así pretensar el perno e instalarlo en
presencia de filtraciones de agua. La resina viene en cartuchos con el catalizador separado de la resina y por efecto de la rotación del perno al momento de introducir la perforadora,
éstos se mezclan generando el fraguado.
Figura 35 Resina Fuente: Manual Geomecánica Aplicada
Las características técnicas de la barra de acero corrugado proporcionado por la empresa Gerdau Diaco es la siguiente:
Figura 36 Especificaciones DIACO
Fuente: Diaco
Mientras que las que proporciona la empresa Respol Bolt es:
Figura 37 ESPECIFICACIONES Respol Bolt
Fuente: Respol Bolt
Las especificaciones mostradas por las dos empresas, muestran la alta resistencia que tienen los pernos usados en la mina La Gitana, lo cuál se pudo observar en campo dónde
las zonas empernadas prácticamente no presentan inestabilidad a excepción de las zonas de corte o falla, o la zonas de derrumbe producto de un avance de minado bastante lento.
Para lograr un mayor entendimiento del proceso de empernado con resina se describirá a continuación:
1) Se perfora con equipo manual, neumático o, mínimo 12 ó 13 mm más que el diámetro del perno.
2) Se introduce la cantidad de Cartuchos de resina rápidos y lentos recomendados para el anclaje.
3) Se introduce el perno utilizando el mismo equipo de perforación. Se recomienda mezclar por espacio mínimo de 2 minutos.
4) Al finalizar la rotación se libera el perno del equipo.
Figura 38 Instalación perno Fuente: google.com
Las características técnicas de la Stopper BBD 46WS utilizada en la mina se describe a continuación
Figura 39
Fuente: http://ingenieroenminas.com/manual-de-perforacion-y-voladura-de-rocas/
Figura 40 Instalación de pernos con perforada neumática Stopper BBD 46WS en la mina la Gitana Fuente: Autor
Figura 41 Instalación perno mina la gitana Fuente: Youtube
Otro elemento de sostenimiento aplicado en la mina la Gitana fue el uso de pórticos
rígidos de acero, los cuáles eran usados en la zona de influencia de las fallas presentes en la misma.
Estos pórticos son fabricados por ellos mismos, pero el acero es el suministrado por Gerdau Diaco, con sede en Medellín. Entre las características técnicas mas sobresaliente
de estos pórticos se tiene que:
Pórticos completamete rígidos gracias a la soldadura en las conexiones del elemento que hace como viga con los que hacen de palanca
Longitud sostenida de la viga de acero de 6 m (todo el ancho del túnel)
Altura del pórtico 2.6 m (Altura del túnel)
Distancia entre pórticos de 1 m
Perfil doble te o tipo I usado como vigas y palancas
Coz de 40 cm para enterrar el pórtico, relleno con cemento, esto para evitar que el pórtico
se hunda en el piso
Altura del perfil de 26 cm
Grosor del perfil de 3/8 de pulgada
Alma de media pulgada
Láminas de cubierta tanto en el techo como en los hastiales para evitar caída de rocas
Acero grado 70
Figura 42 Entrada mina la gitana Fuente: Autor
Figura 43 Pórticos de acero espaciados, LHD y pernos de anclaje. Mina La Gitana Fuente: Autor
Estos pórticos son de gran utilidad en las labores mineras que presentan zonas de cizalle o corte como las fallas, donde el terreno se vuelve muy fracturado y de mala calidad,
convirtiéndolo prácticamente en suelo, sin embargo, los altos costos de fabricación, aproximadamente 2 millones / pórtico, hacen que su empleo para minas pequeñas sea casi nulo.
El otro sistema de sostenimiento presenciado en la mina la Gitana fue la utilización de canastas rellenas en zonas de derrumbes, esto para evitar que las presiones generadas en
estas lugares afecten las vías principales, ya que al generarse el derrumbe, los estratos de roca queda como una viga en voladizo, generando una concentración de momentos en el extremo apoyado, lo cual es propicio para que se presenten altos esfuerzos. Entre las características observadas y medidas en estas canastas se tiene que: La madera de las canastas tanto en los polines como de madera rolliza que servían como
tacos, era el amarillón
Los polines eran de 10x10
La dimensión de la canasta era 1.15 x 1.15 m
La altura era de 2.6 m (altura del túnel)
La separación entre canastas era de 60 cm
Perímetro de la madera rolliza que actuaba como taco, de 50 cm
Diámetro de 15.92 cm
Relación H/W = 2.6/1.15 = 2.26 *Según la NIOSH, la relación debe ser entre 2.5 y 5
Figura 44 Canastas Fuente: NIOSH La correcta aplicación de los distintos tipos de sostenimiento garantizará un buen control de techo, evitando así zonas de alta inestabilidad; ya que por ejemplo, si se colocara los pernos en los lugares dónde están los pórticos, se estaría pernando a la nada, ya que por la fracturamiento intensa de la roca que rodea la falla, los pernos no actuarían, representado esto dos problemas, uno del tipo de seguridad, por los peligros extremos que representa un mal diseño de sostenimiento, el otro problema es de tipo económico,
ya que la rentabilidad de la empresa se vería afectada por los malos diseños. Por último, un sistema complementario de soporte al igual que el anterior y que se presentaba en zonas donde el terreno era de mala calidad. Pero a diferencia del anterior que era donde habían derrumbes, este se aplica como complemento junto con los pernos de anclaje en lugares donde habían bastante fracturación y potenciales caídas de roca. Las mallas permiten la sujeción al techo de la mina mediante pernos, que actúan como puntales y conectados con las mallas forman un solo sistema de soportes. Entre las características técnicas que presentan estas mallas se tiene:
Figura 45 Especificaciones malla Fuente: google.com
Figura 46 Mallas Fuente: google.com
4.7. Determine la carga que soporta el soporte, , RQD, evalué las condiciones de la
roca relacionadas a la estructura del macizo rocoso del techo de la mina
Para la determinación de la carga que cae sobre el soporte, en este caso los pernos de anclaje, se partirá teniendo en cuenta la separación entre pernos por fila, y la separación
entre filas. Se sabe qué:
Número de pernos por fila: 4
Distancia entre pernos por fila: 1.2 m
Distancia entre filas: 1.5 m
Ancho del túnel: 6 m
Espesor del techo inmediato: 3 m
Para el cálculo se aplicarán dos formas, una propuesta por la NIOSH, y otra tomada de las clases de sostenimiento de minas con el ingeniero Agustín Vargas. Metodología empírica Agustín Vargas:
a) Primero se determina el volumen de roca que tendrá que soportar cada perno, para eso se hace uso de la teoría del área tributaria de los pilares, dónde cada uno,
en este caso los pernos, deberá soportar la mitad de la distancia que hay entre pernos y entre filas, en todas sus vértices mas la columna de roca suprayacente,
que para el diseño de sostenimiento solo corresponde al techo inmediato, es decir que cada perno soportará las mismas distancias antes mencionadas:
Volumen a soportar: 1.5 m x 1.2 m x 3 m
Volumen a soportar: 5.4 m3
b) Luego de obtener el volumen de roca suprayacente que hay sobre cada perno, se
multiplica por la densidad promedio de las rocas del techo inmediato, para fines prácticos la densidad será de 2.5 Ton/m3, esto nos arrojará la cantidad de
toneladas a soportar por cada perno.
Peso = V* Peso= 5.4 m3 *2.5 Ton/m3
Peso = 13.5 Ton
Este es el peso o carga que recae sobre cada perno, por tanto para calcular un factor de seguridad, la capacidad del perno debe ser aún mayor La segunda metodología a emplear será la de la NIOSH, dónde se tiene:
Dónde;
P: Capacidad mínima requerida del perno / Carga que recae Ton U: Peso unitario de la roca del techo inmediato Ton/m3 t: Espesor del techo inmediato m n: Número de pernos por fila --
We: Ancho de la galería m R: Espaciamiento entre filas m
SF: Factor de seguridad -- Reemplazando valores, y adoptando SF de 1
P = 13.5 Ton
Comprobandose así que las dos metodologías coinciden, pero manteniendo un factor de seguridad de 1, o sea, en un estado de equilibrio, lo que la práctica puede resultar algo
riesgoso.
Para el cálculo del factor de seguridad entre lo que resiste el perno y la carga que actúa, se procederá a obtener información de la figura OJO del punto resuelto anteriormente,
dónde según las características de los pernos Respol Bolt, estos tienen una fuerza de anclaje de 210 KN.
Para convertir ese valor a Ton, basta sólo con dividir entre la gravedad (9.81), entonces tenemos qué:
Capacidad del perno:
Capacidad del perno: 21.414 Ton
El factor de seguridad está dado por:
( )
( )
Un factor de seguridad de 1.6 indica estabilidad en las labores mineras Para el cálculo del RQD, se toma como referencia lo expuesto por (MINA AL AUUROA, Ya
que estos datos fueron tomados en un lugar cerca de la Mina la Gitana, aunque en la práctica no debe ser así, y se debe más que todo a la poca información que se pudo
obtener en campo y que ha sido encontrada, esto se hará con fines de comprobar y evaluar las condiciones de las discontinuidades presentes en la Gitana, a pesar de que se serán datos de una zona aledaña a la estudiada, la características de los macizos rocosos y de las discontinuidades, pueden variar enormemente en un pequeño tramo de longitud. La fórmula es: RQD = ( )
Siendo y la frecuencia de discontinuidades por metro
Figura 47 RQD GUACARÍ Fuente: PTO MINA GUACARÍ
Se puede observar que índice de calidad de la roca RQD de Deere en la mina tiene un valor
promedio de 83%, que lo clasifica como bueno.
La estructura del macizo rocoso del techo de la mina, ya fue expuesto ampliamente en el punto número, donde se evalúo las condiciones que presentaba la lutita como techo
inmediato presente en la Gitana, de como su densidad de laminación representa un gran problema geoestructural que debe ser cuidadosamente tratado, ya que las laminaciones
presentes inducen a fallas tanto del macizo rocoso como tal, así como también de los pernos de anclaje. Este problema de esquistosidad de la roca, que se traduce al de una roca de techo de mala calidad, independientemente del RQD, se le suma a la presencia de fallas normales debido a los grandes esfuerzos verticales, y a que su inclinación de 45º las convierten en grandes factores desencadenantes de inestabilidad en las labores mineras; y cuándo esto se
conjuga sucede lo que se pudo observar en campo, dónde los derrumbes se dan cuándo las diaclasas predominantes (que son paralelas a las fallas) se cruzaban con zonas débiles del techo inmediato, precipitando así que el techo colapse. Aunque también se presentaron errores técnicos, ya que la velocidad de explotación fue lenta, y esto
favoreció a que se concentraran altos esfuerzos dinámicos en esa zona.
4.8. Examine la posibilidad de formación de cuñas o bloques de roca en el techo,
tamaño de los bloques formados, memorización de la roca, influencia y dirección
de las diaclasa o fisuras, efectos de voladura, y demás datos que pueda tomar y
observar y que afectan la estabilidad del sostenimiento, etc.
La estabilidad de las galerías mineras, y por ende de sus sistemas de sostenimientos en la mina la Gitana, se ve influenciada por distintos factores de orden geológico y técnicos, en primera instancia se debe valorar su estabilidad partiendo desde el tipo de roca que rodea la excavación, y que para el caso de la Gitana, y tal como se mostró en el primer punto, las rocas de techo inmediato la constituyen lutitas con alto contenido de sílice y bastantes laminadas. Esta característica es importante a tener en cuenta ya que le da al techo
propiedades combinadas y que hace que se comporte de la forma que no es tradicional en una lutita, ya que esta tiene un comportamiento bastante dúctil-plástico, que le permite mantener grandes deformaciones sin llegar al punto de ruptura, sin embargo, debido a su contenido alto de sílice (cerca del 50%) le otorga la propiedad de una resistencia un poco mayor, repercutiendo así en la pérdida de plasticidad y en la evolución de un techo algo mas frágil, que sin embargo se encuentra influenciado por otro párametro importante a tener en cuenta y es el fracturamiento de rocas debido a la presencia de fallas, estas tienen una infuencia de 20 m adelante y detrás del eje de falla, impidiedo la aplicación de los pernos de anclaje, y requiriendo la instalación de pórticos de acero, así como la posibilidad de formación de cuñas o bloques de roca debido a las diaclasas que se abren
por esa misma falla.
Como se mencionó anteriormente, la laminación que tiene la roca en el techo inmediato, representa un problema de grave inestabilidad, ya que en rocas estratificadas, plegadas o
laminadas como la que se presentaba en la mina la Gitana, pueden ocurrir procesos de rotura frágil como el mostrado en la figura.
La separación o despegue del techo o caja techo inmediatos, su cargado y deflexión hacia el vacío minado ya no solo ocurre por efecto de la gravedad, sino que son acentuados por
la acción de los esfuerzos.
Figura 48 Separación estratos Fuente: Manual geomecánica
Además, esa laminación trae consigo, que debido a la gran abertura del túnel (de 6 m), la
foliación de la lutita pueda generar bloques de rocas, a pesar de que en la Gitana las discontinuidades presentan orientaciones paralelas a subparalelas debido a la dirección de
los esfuerzos principales, que como se mencionó en el punto número 5, es de ⁄ ,
esto se estimó basándose e que es la dirección de todas las fallas presentes en la mina,
por lo que es un claro indicio de ser la orientación de los esfuerzos principales. Sin embargo, a pesar de las orientaciones subparalelas de las discontinuades mayores en la
mina, hay otras como la dirección de avance de la galería de 320º aproximadamente, y las capas de lutitas que se forma casi perpendiculares a la excavación, pueden crear en ocasiones cuñas potenciales de inestabilidad.
Figura 49 Roca foliada Fuente: Manual geomecánica
Sin embargo, en su mayoría las cuñas presente en la mina la Gitana son de tipo truncada
que se presentan cuándo las cuñas no tienen intercepción de tres familias de discontinuidades y a su vez son menos peligrosas ya que su forma, como se muestra en la figura infeior derecha, permite la fricción entre los planos de discontinuidad, impidiendo el movimiento, a diferencia de una cuña tipo pirámide como la de la imagen izquierda.
Las formas de bloques definen su orden y movilidad. El orden de la forma del bloque define el número de caras que constituyen su superficie. El rango puede variar desde un
tetraedro a un poliedro. La movilidad de un bloque es la habilidad de remover el bloque desde una masa de roca, sin provocar cambios o disturbios de los bloques adyacentes.
(SAFEROCK,2008) En las figuras 8.6a y 8.6b se muestra un análisis de la condición de bloques a partir del software Blockeval de G.S. Esterhuizen.
Figura 50 Tipo de bloques Fuente: Saferock, 2008
El tipo de cuñas formadas en la Gitana se da también del modo más simple de falla el cuál
está formado por la intersección de dos diaclasas o sistemas de diaclasas, en general dos discontinuidades o sistemas de discontinuidades, cuyo rumbo es paralelo o subparalelo al
eje de la excavación. En este caso, en el techo o en las paredes se forma una cuña biplanar o prisma rocoso, que podría desprenderse desde el techo o deslizarse desde las paredes
inesperadamente.
Figura 51 Cuña biplanar Fuente: Manual geomecánica
Retomando el tema de las fallas presente en la mina la Gitana, una característica
importante a tener en cuenta, es la dirección de avanza que presenta la galería con respecto a esta discontinuidad, dónde se pudo observar, como la vía de aceeso atraviesa
de manera casi perpendicular la orientación de las fallas presentes, lo cual es bastante lógico de aplicar debido a que al atravesarlas de manera perpendicular, sólo tendrán daños en la zona de influencia de la falla, que para el caso fue de 20 m adelante y detrás del eje de falla, requiriendo en esta zona bastante fortificación, pero que al atravesarla su
influencia deja de cesar, contrario así fueran paralela a ella, dónde tendrían constantemente problemas de inestabilidad, y la aplicación de pernos de anclajes hubiese
sido muy complejo de aplicar
Figura 52 Falla paralela Fuente: Manual geomecánica
Figura 53 Falla perpendicular Fuente: Manual geomecánica
Figura 54 Avance minado Fuente: Manual geomecánica
En la mina la Gitana se pudo observar que los diseños y aplicación del avance en Voladura
son óptimos, debido a que se mantiene las secciones correspondientes, no se presenció
zonas de sobreexcavación ni resultados inherentes a la mala práctica de la voladura ya que esta involucra una liberación súbita y controlada de energía y tiene por finalidad romper la roca y crear una forma estable de excavación deseada. Cuando todos los aspectos concernientes a los procesos de la voladura son llevados a cabo exitosamente, la
excavación generada mantendrá su forma deseada, la roca fragmentada en pequeñas piezas podrá ser manejada con facilidad por el equipo minero, habrá un buen sistema de
flujo de mineral y se producirá mínimo daño en la roca circundante a la excavación. (MANUAL GEOMECANICO
4.9. Si se forma cuñas d roca del techo como consecuencia de las diaclasas use red
estereografía para examinar su peso e estabilidad.
Para el análisis de las cuñas presentes en el techo de la mina, se hará uso del software
UNWEDGE Versión 3.0, de la empresa RocScience, el cuál aplica la teoría de bloques
propuesta por Goodman y Shi en 1985, en las cuáles hacen uso de la aplicación de la red estereográfica.
El software muestra resultados como distintas vistas, el peso de la cuña, su forma, factor
de seguridad entre muchos otros factores, y la aplicación de pernos de anclaje también es posible, lo que permite tener una visualización bastante amplia sobre los bloques en toda
la excavación. Para el análisis, se debe ingresar la geometría de la sección del túnel, así como los datos estructurales de mínimo tres discontinuades presentes en la mina. Para este último caso, debido a la poca información, se procederá a tomar como referencia los datos estructurales de una mina cercana y que presenta las mismas características estructurales de fracturas, así como los mismos de carbón presente; esta mina es la mina Guacarí, propiedad de Minas la Aurora; los datos que se obtuvieron
fueron evaluados con lo presenciado en la mina La Gitana, y se puede decir que la orientación son prácticamente las mismas. Estas discontinuidades son:
Figura 55 Direccion diaclasas Fuente: PTO GUACARI
De las cuáles se puede observar como la familia de discontinuidad número 1 es la perteneciente a las fallas presentes en la Gitana, y que el ingeniero a cargo de la obra nos indicó que tenían esas orientaciones.
La familia número tres se relaciona con la dirección que tiene el techo debido a la esquistosidad de la roca lutita presente, que como se dijo en el punto número 8, están
casi de forma perpendicular a la excavación (la cuál tiene una orientación de 320º con 6% de pendiente). O sea, que esa discontinuidad tomada del PTO de la mina Guacarí, también es concerniente con lo visto en campo. La segunda discontinuidad es una junta de esas que aparecen al azar, pero cuándo aparecen y se interceptan con las otras dos, forman los bloques de cuña. A continuación se representarán en una red estereográfica proporcionada por el software
UNWEDGE, con los datos de las discontinuidades y la orientación del túnel.
Figura 56 Red estereográfica Fuente:Autor
Ahora, con la representación de las discontinuidades y la sección del túnel (6 m de ancho x 2.6 m de alto) se procede a mostrar las diferentes vistas obtenidas de la cuña.
Figura 57 Vista UNWEDGE Fuente:Autor
Los resultados muestran como con la intercepción de las discontinuidades y según la orientación del túnel, se obtienen cuñas sólo en el techo y piso de la excavación, esto debe tener cierta relación con que en la mina no se presentan esfuerzos horizontales , por lo tanto las rocas de los hastiales de la galería no se encuentran tan fracturadas, comprobándose así esta teoría. Sin embargo, estas cuñas tienen cierta inclinación y se recuestan hacia cierta esquina de la
galería, por lo que el control de estas con los pernos en la mina es bastante limitada, en la imagen se observa como de los cuatro pernos instalados, sólo dos logran anclar la cuña,
dejando toda una potencial cuña inestable sin ademar.
Figura 58 Vista frontal Fuente: Autor
Sin embargo, se observa que las dos cuñas son simétricas, y que tanto la inferior como la
superior se encuentran en condición estable. Presentando un peso de aproximadamente 42 Ton, pero dónde el factor de seguridad con los pernos instalados es de 4.4, esto puede
ser gracias a la fricción a la que está sometida la cuña que no permite su deslizamiento, y que como se observa, la caída por gravedad es prácticamente nula.
Figura 59 Resultados Fuente:Autor
4.10. Estime los esfuerzos máximos en la roca que rodea la excavación de acuerdo a su
forma y sin soporte o sostenimiento.
Para estimar los esfuerzos que soporta la roca adyacentes a la excavación se usará el software PHASE 2 versión 8.0, se tomarán los valores que en el punto número 5 fueron
escritos, y se procederá a realizar el análisis de esfuerzos y desplazamientos que sufre el macizo rocoso, así como los factores de seguridad estimados cuándo el macizo no tiene
sostenimiento, y cuándo se instalan pernos, que para el caso de la Mina La Gitana eran 4 pernos por fila.
Lo que determina si las rocas que rodean la excavación se encuentran a grandes esfuerzos, en PHASE se determina mediante una opción llamada Strength Factor, que de
cierta forma viene siendo como el factor de seguridad o de resistencia según la zona marcada.
En el punto número 5 en la, Se puede observar como los esfuerzos en la roca que rodean
las excavación varían de -0.8 MPa (esfuerzos de tensión) hasta 15.2 MPa (Esfuerzos de comprensión), los cuáles se daban principalemente en las esquinas de la excavación. En todo el techo de la galería, los esfuerzos máximos que se manejaban eran de tensión, y en los alrededores de los pilares, a una distancia prudente de la excavación, los esfuerzos oscilaban entre 6 y 8 MPa, esfuerzos compresivos. Como se dijo en el punto número 8, en rocas estratificadas, plegadas o laminadas como la que se presentaba en la mina la Gitana, pueden ocurrir procesos de rotura frágil como el mostrado en la figura.
La separación o despegue del techo o caja techo inmediatos, su cargado y deflexión hacia el vacío minado ya no solo ocurre por efecto de la gravedad, sino que son acentuados por la acción de los esfuerzos.
Figura 60 Separación estratos Fuente:Manual geomecánica Para determinar los esfuerzos de la roca adyacentes a la excavación, se mostrará el
Strength Factor antes del sostenimiento (en este caso, pernos de anclaje) y después, evaluando la variación de resistencia.
Figura 61 Factor de resistencia Fuente:Autor
De la imagen anterior se puede observar como en todo el techo de la excavación antes de la instalación de los elementos de sostenimiento el factor de resistencia es prácticamente nulo, presentándo una gran inestabilidad por parte de este y que concuerda con lo observado en la mina y lo que se había planteado anteriormente y lo que conllevo a la
empresa a aplicar sostenimientos de gran tradición y seguridad como los pernos, pero que sin embargo en el país, y mucho menos en el deparamento, su uso es muy limitado.
Otro aspecto a destacar es el comportamiento de resistencia que ofrece los pilares, en medida gracias a su gran longitud, sin embargo, los planos de contacto que tiene, carbón-arenisca-carbón, los hacen disminuir su resistencia. Ahora, se presentarán los resultados de la modelación usando los pernos de anclaje.
Figura 62 Factor de resistencia con perno Fuente:Autor
La figura muestra claramente cómo influyen los pernos de anclaje para mejorar la calidad del techo inmediato, mejorando su resistencia gracias a su capacidad de empaquetar los estratos, dándole así una mayor rigidez. Las rocas del techo pasaron de tener un Strength Factor prácticamente nulo, a tener uno que oscilaba entre 1.5-2.5, un resultado bastante
satisfactorio y que no solo ayudó a mejorar la competencia del techo inmediato, sino que la zona de influencia del daño producto de los esfuerzos a tracción que en esa zona se presentan, fueron disminuidos, proporcionando así mayor calidad y competencia al techo. En el análisis de desplazamiento, sólo se tomaran los valores absolutos de estos mismos.
Para el caso de la excavación sin perno se tiene que:
Figura 63 Desplazamiento total Fuente:Autor
Para realizar el comparativo se mostrará el resultado obtenido de la galería ya pernada.
Figura 64 Desplazamiento total con perno Fuente:Autor
Los resultados gráficos muestran que la diferencia entre la excavación sin pernar y la ya pernada es casi nula, sin embargo, hay que tener en cuenta algo muy importante en el sostenimiento de minas, y es que nunca se debe instalar sostenimiento apenas se avanza en una galería, siempre hay que dejar que el techo se relaje un poco y adquiera cierta
deformación para que cuándo se instalen los elementos de sostenimientos, el techo no concentre tanta energía elástica. Aunque tampoco es prudente dejar bastante tiempo que
el techo se relaje y deforme, ya que después controlar este tipo de inconvenientes, en donde el macizo se plastifica es bastante problemático. Las dos imágenes muestran como cuándo no hay sostenimiento el techo se flecta hasta un máximo de 0.012 m o 1.20 cm, una flexión bastante considerable pero que tiene su razón de ser en la luz de la excavación que es de 6 m, en dónde los estratos se comportan como una viga doblemente empotrada y el peso de la roca que esta como techo inmediato empuja hacia la cavidad, generando esfuerzos de flexión, y por tanto que el techo se
deforme. Sin embargo, esta máxima distancia de flexión cuando se instalan los pernos de anclaje se reduce hasta 0.011 m o 1.10 cm, lo que quiere decir que cuando se colocan los
pernos el techo se apreta, y su deflexión se contrae en 10 mm, esto gracias a la fuerza de empuje que tienen los 4 pernos instalados.
Otra cosa a considerar dentro de las imágenes, es la poca deformación lateral que sufre la
excavación, y que tienen su razón de ser en que los esfuerzos horizontales son bastantes bajos, comprobando así mediante modelización lo dicho por el ingeniero a cargo de la mina.
Otra consideración importante a tener según lo presenciado en la mina La Gitana, es que
en ella se presentaban zonas de falla o de corte, dónde su influencia abarcaban un longitud de 20 m adelante y detrás de la línea de falla, lo que motivo a la empresa a
emplear elementos de sostenimientos rígidos como los pórticos de acero y láminas para cubrir toda la vía con una separación máxima de 1 m entre pórtico, esto se debió al que el
terreno alrededor de la falla se encuentra intensamente fracturado y lo convierte prácticamente en suelo.
Figura 65 Falla Fuente:Manual geomecánico
Los problemas de esfuerzo presente en estas zonas de falla se debe principalmente a que a medida que se acerca al eje de falla, el terreno se convierte de mala calidad, generando nuevos esfuerzos que podrían afectar la estabilidad de toda la labor subterránea.
Figura 66 Esfuerzos por falla Fuente:Manual geomecánco
4.11. Realice juicio crítico sobre los sistemas de sostenimiento empleados en la mina y
escriba recomendaciones, en razón al juicio crítico argumentado.
En la visita practica-pedagógica en la mina la Gitana, se tuvo la oportunidad de apreciar
varios sistemas de sostenimientos, así como conocer en detalle las características de cada uno y su razón de utilizar de acuerdo a las características del techo de la mina.
En primera instancia, el primer tipo de soporte visto fueron los pórticos de acero rígido;
estos eran utilizados en zonas de influencia de falla, donde el terreno se encontraba totalmente fracturado y lo convertía prácticamente en suelo. Este tipo de sostenimiento,
a manera personal me causó bastante intríga, ya que estos eran totalmente rígidos en las uniones, debido a la soldadura; además de la gran distancia libre que tenían que sostener
(6 m), algo que hacía que el techo, a pesar de estar totalmente fracturado, genere cierta
energía elástica por el impedimento que estos pórticos, por su misma naturaleza, no los deje deformar, generándose una acumulación significativa de energía y de esfuerzos que
se podrían traslapar a otras zonas de la mina. También se pudo observar como los pórticos, a pesar de su gran rigidez, tenían cierta deflexión, pero esto debido mas al peso
de ellos mismos, que por efecto de carga de roca; sin embargo esto constituye otro problema a enfrentar, ya que el acero por su composición interna metalográfica, va
sufriendo procesos de fatiga, y que como se pudo observar, el goteo de aguas proveniente de las fracturas abiertas por la falla, aceleraba el proceso de desgaste de estos pórticos . Es asi, que a tanta longitud libre a sostener y por el peso propio de la viga, esta sufre y sufrirá procesos de microfisuración que terminaran con dejar graves daños a estos elementos. Es por esto, que una recomendación que se hace, es tratar de que a la mitad del ancho del túnel (3 m), exista un elemento en suspensión que ayude a que el centro de la viga, por efectos de la gravedad no se deflexione tanto, evitando así los problemas de fatiga que antes se mencionó y que podrían afectar la capacidad de soporte a largo plazo de estos pórticos. Otra forma que se puede hacer, y tal como se mencionará en el siguiente punto,
es reemplazar estos pórticos, por el concreto armado, y darle una nueva forma a la excavación, que por criterios de seguridad debido a los esfuerzos verticales presentes en la Gitana, sería lo mas apropiado, esto evitaría, que con la utilización de cerchas reticuladas, los elementos de sostenimiento en esta zona trabajarían mejor. Para eso se debería hacer un análisis mas exhaustivo de la relación costo-seguridad, ya que como se informó en la mina, cada pórtico tiene un valoro de $2 millones de pesos. Cantidad bastante alta, que podría dar pie a pensar en un nuevo método de reforzamiento
para esas zonas de falla.
El otro sistema de sostenimiento, y el cuál era de mayor uso, eran los Pernos de anclaje con resina, la utilización de estos pernos por las condiciones de techo inmediato, era la mas apropiada, ya que la resina logra cerrar, mediante el fraguado, las fracturas alrededor del barreno. Sin embargo algo que pudo observarse en campo, fue quizás el
sobreempernado que habían en ciertos tramos de la mina; y que de cierta manera impactan directamente en la economía de la empresa, ya que si bien es cierto entre
mayor es la cantidad de pernos instalados, mayor seguridad y confianza se brinda a los trabajadores; siempre debe haber una relación costo-seguridad, y si no se tiene definido claramente los lugares donde la densidad de pernos por metro cuadrado debe aumentar o disminuir, según las condiciones de carga, se podrá incurrir en s obrecostos y por consiguiente sobrempernado, que a la vez puede traer otro problema de estabilidad, ya que se abrirían muchos mas barrenos de lo realmente necesario, y si en el techo se encuentra con algo de fracturas, estas, a pesar del lechado de la resina, junto con una cantidad de barrenos perforados, podrían inducir una inestabilidad que no se esperaba.
El otro problema que presentaban el sistema de empernado en la Gitana, tiene que ver con la longitud de los pernos, ya que la máxima longitud que tenían era de 1.50 m, sólo la
mitad del espesor del techo inmediato, lo que no posibilitaba que se formara una viga en suspensión, anclando el perno en una roca mas competente, y que su vez traí como
consecuencia que debido a la alta densidad de laminación del techo inmediato, estos pernos pudieran fallar por esfuerzos de cizallamiento.
De las recomendaciones que se dan, primero que todo es realizar un estudio geomecánico de manera local, ya que en la mina, según lo proporcionado por el ingeniero a cargo, el estudio geomecánico lo hizo una empresa estadounidense, y quien sabe que metodología
utilizaron y si los planes de soporte que ofrecieron están sobredimensionados. Por eso, debe realizarse por parte de los ingenieros residentes, los estudios respectivos que
comparen y contrasten con lo que la empresa extranjera les dio; para así poder definir una nueva densidad de pernos, o la sectorización del mismo, en todo caso. Podrían establecer
mejores protocolos con información primaria y así disminuir los costos en el pernado del techo.
Otra recomendación a darse, puede ser la utilización de nuevos pernos de anclaje o ya sea cable bolts, que tengan una mayor longitud y mayor capacidad de soporte, permitiendo
así que se pueda llegar a anclar en un techo firme, dismininuyendo también la densidad de pernaje. Sin embargo, para todo esto es necesario hacer un estudio costo-seguridad. Por último, para el caso de las zonas de derrumbe, la utilización de las canastas rellenas representaban una de las mejores alternativas de sostenimiento que se podían utilizar,
sin embargo, estas debido a su alto costo, podrían haber sido reemplazadas por otro tipo de sostenimiento como muros de concreto, que podían disminuir costo e impactarían
menos el medioambiente.
4.12. Consulte y proponga una nueva tecnología de un sistema de sostenimiento
empleado en minas subterránea.
Para proponer un nueva tecnología de sostenimiento en la mina la Gitana, debe ser igual de variada como las que hay en la mina, ya que las condiciones estructurales y
geomecánicas no son constante, y en ciertas partes se presentan grandes zonas de inestabilidad; por lo que aplicar un solo tipo de sostenimiento no sería lo recomendable.
En general en la mina La Gitana se deben emplear tres tipo de sostenimiento, a saberse, uno en las zonas de fallas, dónde la roca se encuentra bastante triturada y fracturada, otro en las zonas de derrumbe, ya que ahí deben existir soportes lo bastante rígidos como para mantener la cantidad de momentos que se genera por existir una viga en voladizo; y por último el sostenimiento empleado en dode no existen ninguno de los problemas antes
mencionados, y que abarca cerca del 90% del sostenimiento de la mina.
Para el primer caso, el de encontrarse en zonas de falla, se podría implementar un sostenimiento basado en concreto armado o reforzado, el cuál consiste en la aplicación
del shotcrete o concreto. El concreto en masa es un material moldeable y con buenas propiedades mecánicas y de durabilidad, y aunque resiste tensiones y esfuerzos de
compresión apreciables tiene una resistencia a la tracción muy reducida. Para resistir adecuadamente esfuerzos de tracción es necesario combinar el hormigón con un
esqueleto de acero. Este esqueleto tiene la misión resistir las tensiones de tracción que aparecen en la estructura, mientras que el hormigón resistirá la compresión (siendo más barato que el acero y ofreciendo propiedades de durabilidad adecuadas).
Figura 67 Concreto reforzado Fuente: Manual geomecánico
Aunque claramente como se vio en la mina, para esta implementación se debería cambiar la forma de la excavación, de una totalmente rectangular, a una con forma de arco en la corona, esta forma según lo expuestos en anteriores puntos ha de ser la mas adecuada a
utilizar, ya que es la que mejor redistribuye los esfuerzos verticales que actúan en la mina. Sin embargo, el principal limitante está en el ancho del túnel, que por ser muy grande
limita la implementación de este tipo de arcos. Para eso, lo más recomendable sería utilizar como elemento estructural las cerchas reticuladas.
Figura 68 Cercha reticulada Fuente: Manual geomecánico
Lo que por economía sería mucho mas rentable para la empresa que la utilización de
perfiles tipo I de forma rígida.
Para el sostenimiento en las zonas de derrumbe así como en lugares de explotación, se podría aplicar las Unidades de Pretensado ó Jackpot
El pre-tensionamiento generalmente tiene ventajas inherentes sobre los sistemas de sostenimiento pasivos (como las canastas rellenas). La carga activa suministrada por el pre-tensionamiento cierra las separaciones en la roca e incrementa la fuerza de la fricción a lo largo de estratos, junturas y planos de fracturas. Esta acción mejora el autosoporte de
la roca
El Jackpot pre-tensiona los soportes de la mina de la madera en el momento de la instalación, proporcionando así un apoyo inmediato y activo al techo de la mina, proporcionando a los trabajadores subterráneos un ambiente mucho más seguro. Jackpots son como globos de acero. Se colocan en la parte superior de los apoyos de
madera y luego se infla con agua de alta presión a través de una válvula de retención. Bajo presiones de 120 - 140 bar se expanden axialmente y cargan los apoyos de la mina entre
20 y 50 toneladas, bloqueando los apoyos en su lugar y comprimiendo el techo de la mina. Esta compresión cierra grietas en el techo y asegura bloques sueltos de roca reduciendo así las caídas, el mayor asesino en la industria minera. Una característica innovadora del Jackpot es su patentado mecanismo de inflado "roll-over" que acomoda instalaciones difíciles y proporciona resistencia a la explosión al soporte. Utilizado en las minas del oro y del platino, su diseño ha demostrado ser muy tolerante a las condiciones ya la ejecución de la instalación. El único mecanismo de inflado "roll-over" permite que la pared interna se desplace sin deformar la soldadura que la hace más fuerte.
Figura 69 Jackprop Fuente: NIOSH
Figura 70 Jackprp 2 Fuente: NIOSH
En la figura 63 se muestra una foto de la Spider Prop. En esta versión, se monta un
dispositivo de precarga Jackpot sobre un poste de madera convencional. Una placa de acero especialmente diseñada se fija al extremo del poste de madera. Los cortadores están incluidos en esta pieza final como se muestra en la figura. Un resorte de alambre mantiene las cuchillas en su lugar cuando la tapa metálica se eleva a la altura del techo. A continuación, las cuchillas se acoplan al interior de la tapa metálica. Las cuchillas luego despegan las ranuras abiertas de 1/4 pulgadas (6,25 mm) en la tapa metálica cuando el Jackpot se infla con alta presión para proporcionar un rendimiento algo controlado. La curva de rendimiento se muestra en la figura 63.
Para las zonas de la mina donde no se presentan derrumbes y fallas, el sistema de sostenimiento apropiado que se podría aplicar sería el Cable Bolt. Ya que este sistema a
diferencia de los pernos, abarca mayores longitudes en el techo, por lo que podría anclarse en roca firme, a diferencia de lo que sucede en la Gitana, que el espesor del
techo inmediato es mucho mayor que la longitud de pernado, por lo que los estratos de roca deben ser formados como una viga, y lo más recomendable es anclarlos a estratos
mas competentes. El sistema de fortificación con pernos cables es de alta flexibilidad con gran capacidad de
soporte en macizos rocosos, se pueden fabricar en distintas longitudes y configuraciones de acuerdo a los requerimientos del cliente, es competente y durable. Se aplica con
lechada y en conjunto se hace altamente resistente y si se requiere pueden ser utilizados dobles o triples. Pueden ser usados como anclaje pasivo o activo (tensado) y se considera
un anclaje de tipo permanente
Figura 71 Cable bolt
Fuente: Manual geomecánico
El cable bolt tiene una longitud que varía entre 3 a 20 metros y es fabricado con alambres de alto carbono (EHT) tornado y termo mecánicamente tratado con un proceso de baja relajación. La configuración de cable bolt más usada por la minería es la conformada por 6 alambres arrollado alrededor de un séptimo denominado “alma” o torón, este arreglo define un torón o cable con un diámetro nominal de 15.2 mm (0.6”).
Figura 72 Especificaciones cable bolt
Fuente: google.com
HOEK, E. Y BROWN, E.T. (1980): “Underground excavations in rock”. London: Institution of
Mining & Metallurgy, E&FN SPON, Chapman & Hall.
5. ONCLUSIONES
La práctica realizada en La Mina La Gitana, propiedad de Frontier Coal S.A.S. ha sido de gran ayuda para nuestra formación como futuros ingenieros de minas, ya que la mina visitada posee a nivel general, una de las mayores y mejores infraestructura mineras subterráneas en el país; y poder conocer su interior ha sido muy provechoso.
La importancia que tiene el sostenimiento de minas, para garantizar la seguridad de los trabajadores mineros, se ve bien reflejado en la Mina La Gitana, dónde sus sistemas de sostenimientos basados en Pórticos de acero, pernos de anclaje y canastas rellenas; transmiten la sensación que toda empresa minera debería dar. En esta visita se pudo ver en campo todos los conceptos aprendidos en el aula de clase en la materia sostenimiento de minas que muy comedidamente el profesor a cargo de ella nos dio. Ya que lo que hace competente a un ingeniero de minas es la combinación de los
conocimientos teóricos con la correcta práctica y experiencia.
También se logró comprender la influencia e importancia que tiene el poder conocer el techo inmediato así como el principal que tiene la excavación, ya que este, principalmente
el primero, es el que determina de cierta manera el diseño de sostenimiento, ya que un techo bastante competente necesitará menos refuerzo, contrario a un techo débil. Sin
embargo, estos conceptos deben saber interpretarse, ya que muchas veces no se tiene en cuenta las características geoestructurales productos de los esfuerzos principales in situ.
La correcta caracterización de las familias de discontinuidades, podrán dar base suficiente
para saber el comportamiento geomecánico del techo, ya que el macizo rocoso no es algo homogéneo e isótropo, y lo que en verdad determina su comportamiento son las
diaclasas.
La aplicación de los conceptos de la mecánica de rocas, es de vital importancia en la competencia ingenieril que el estudiante de ingeniería de minas debe abarcar. Ya que un
correcto uso de estos conceptos podrá darle al ingeniero a cargo las herramientas necesarias para la correcta toma de decisiones.
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