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• Erick Coz

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UNIVERSIDAD NACIONAL MAYOR DE SAN MARCOS FACULTAD DE INGENIERIA GEOLOGICA, MINERA, METALURGIA Y GEOGRAFIA ESCUELA ACADEMICO PROFESIONAL DE INGENIERIA GEOLOGICA

PRINCIPIOS Y ANALISIS DE ESFUERZOS EN LAS ROCAS Y SU MEDICION

Msc. Ing. VICTOR TOLENTINO YPARRAGUIRRE

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS Los materiales geológicos se encuentran sometidos a tensiónales naturales como consecuencia de su historia geológica. Las tensiones en el interior de un macizo rocoso están producidas por las fuerzas exteriores aplicadas y por el peso del propio material. El carácter heterogéneo, discontinuo y anisotropico de los macizos rocosos, hace, además, que el estado de esfuerzos pueda variar en forma importante entre zonas próximas.

La corteza terrestres está sometida a distintitos tipos de tensiones o esfuerzo.

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS El estado tensional en la corteza obedece a distintas causas siendo las principales: – TENSIONES DE ORIGEN TECTÓNICO. – TENSIONES GRAVITACIONALES. – TENSIONES DE ORIGEN NO RENOVABLE.

LAS TENSIONES DE ORIGEN TECTÓNICO : Son las responsables del movimiento de las placas litosféricas y constituyen la fuente principal de los esfuerzos presentes en las rocas.

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS LAS TENSIONES GRAVITACIONALES O LITOSTÁTICAS Se produce como consecuencia del peso de los materiales geológicos. Si en un punto no actúa otro tipo de esfuerzo, el estado tensional es el correspondiente a las fuerzas gravitacionales que ejercen los materiales suprayacentes y confinantes, y las tensiones o esfuerzos principales son la vertical y la horizontal: 1 =  v

 2 =  3=  H

La tensión vertical en un punto debida a la carga de materiales suprayacentes viene dada por:  v = gz  = densidad del material g = la fuerza de la gravedad z = profundidad o espesor del material

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS La tensión compresiva vertical origina esfuerzos laterales horizontales al tender la rocas a expandirse en direcciones transversales con respecto a las cargas verticales. En un cuerpo elástico la expansión transversal puede expresarse por coeficiente de Poisson:

t = l

 = Poisson (valores frecuentes entre 0.15 y 0.35) t = Deformación transversal l = Deformación longitudinal

 H = 0.33  V

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS Si las rocas no tienen comportamiento elásticos y llega a producirse deformación plástica (creep) el material no puede soportar esfuerzos cortantes a lo largo de tiempos geológicos, y la componente horizontal se igualara a cabo del tiempo a la vertical.

H=V ( se da en grandes profundidades)

En zonas superficiales las tensiones también pueden verse modificadas por efectos topográficos. Los procesos de erosión liberan cargas a los materiales infrayacentes, generando tensiones de descompresión que pueden llegar a romper la roca.

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS

TENSIONES VERTICALES Y HORIZONTALES

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS TENSIONES GRAVITACIONALES ELASTICAS

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS SEPARACION CAMPO TENSIONAL NATURAL DEL GRAVITACIONAL

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS SEPARACION CAMPO TENSIONAL NATURAL DEL GRAVITACIONAL

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS SEPARACION CAMPO TENSIONAL NATURAL DEL GRAVITACIONAL

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS SEPARACION CAMPO TENSIONAL NATURAL DEL GRAVITACIONAL

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS MEDIDAS DEL CAMPO TENSIONAL NATURAL - ANALISIS

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS MEDIDAS DEL CAMPO TENSIONAL NATURAL - ANALISIS

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS MEDIDAS DEL CAMPO TENSIONAL NATURAL - ANALISIS

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS MEDIDAS DEL CAMPO TENSIONAL NATURAL – FORMULACION DE SHEOREY

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS MEDIDAS DEL CAMPO TENSIONAL NATURAL – FORMULACION DE SHEOREY

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS LAS TENSIONES DE ORIGEN NO RENOVABLE Puede ser por efectos térmicos, por flexiones o abombamientos en la corteza o como consecuencia de cambios en el radio de curvatura de una placa tectónica

 =  t

 = Deformación  = Coeficiente de expansión térmica t = Cambio de temperatura.

Son las responsables del movimiento de las placas litosféricas y constituyen la fuente principal de los esfuerzos presentes en las rocas.

FACTORES GEOLÓGICOS Y MORFOLÓGICOS INFLUYENTES EN EL ESTADO TENSIONAL. Las condiciones geológicas y morfológicas en una zona puede modificar los campos tensiónales gravitacionales regionales y la dirección y magnitud de las tensiones originando anisotropías tensiónales o estado de esfuerzo anisótropos, debido a: – Presencia de falla, pliegues, diques y otras anisotropías estructurales.

– Proceso diverso de carga o descarga de materiales: erosión sedimentación, procesos glaciales, etc. – Valles profundos y zonas de relieve accidentado. – Procesos Volcánicos.

FACTORES GEOLÓGICOS Y MORFOLÓGICOS INFLUYENTES EN EL ESTADO TENSIONAL.

FACTORES GEOLÓGICOS Y MORFOLÓGICOS INFLUYENTES EN EL ESTADO TENSIONAL.

INFLUENCIA DE LA MORFOLOGÍA EN LA DISTRIBUCIÓN DE LAS TENSIONES

FACTORES GEOLÓGICOS Y MORFOLÓGICOS INFLUYENTES EN EL ESTADO TENSIONAL. Estado Tensional en una excavación subterránea en el interior de una ladera de un valle afectado por una falla.

TENSIONES NATURALES Y/O ESFUERZOS INDUCIDOS EN LAS EXCAVACIONES SUBTERRANEAS Expresiones Analíticas

TENSIONES NATURALES O INDUCIDAS ◼

Inestabilidades controladas por estructuras vs. Controladas por esfuerzos ◼ Estructuras → actúa la gravedad principalmente ◼ Esfuerzos → tensor con seis componentes independientes

PROCESO MECANICO DE FALLAMIENTO DE LA ROCA ALREDEDOR DE UNA EXCAVACION • Según la teoría de Rabcewicz, el proceso de reacomodo de esfuerzos alrededor de una excavación subterránea es mecánico, progresivo y generalmente ocurre en cuatro fases. • Este fenómeno tiene ocurrencias en el último tramo excavado (L), y se inicia tempranamente, cuando la zona no alcanza a disturbarse por el avance de la excavación.

PROCESO MECANICO DE FALLAMIENTO DE LA ROCA ALREDEDOR DE UNA EXCAVACION ➢ FASE 0 : Inicio de las deformaciones. En las paredes, techo y piso del túnel, previo a la rotura del perfil de excavación. ➢ FASE I : Inicio del Movimiento. Formación de cuerpos en forma de cuña, que tienden a introducirse en el túnel por las partes laterales, originando esfuerzos de corte en toda la superficie de Mohr. La dirección del movimiento inicial es normal a la dirección de la presión principal. ➢ FASE II : Inicio de la Convergencia. Al crecimiento de la longitud (L), y proseguir el incremento de los movimientos, se produce roturas en el piso y techo del túnel. ➢ FASE III : Formación de las Presiones de Estrangulamiento. Al continuar la intensidad de los movimientos, bajo permanente presión lateral sobre la zona de protección, se produce el empuje o derrumbe dentro del túnel.

PROCESO MECANICO DE FALLAMIENTO DE LA ROCA ALREDEDOR DE UNA EXCAVACION

FASE 0

FASE I

FASE II

FASE III

ANÁLISIS DE ESFUERZOS ◼

El comportamiento de la roca es complejo, pero se puede realizar una primera aproximación considerando la roca: continua, homogénea, isótropa y elástica ◼ Debemos recordar que en general la roca es: discontinua, heterogénea, anisótropa, no-elástica ◼ Solución simplificada funciona relativamente bien: ◼ ◼ ◼

◼

a grandes profundidades con esfuerzos altos (que han cerrado las fracturas) y con un macizo rocoso relativamente homogéneo y continuo

La hipótesis se debilita al estar afectado por ◼ ◼ ◼

esfuerzos menores con fracturamiento más importante y con un macizo rocoso más alterado y meteorizado

ANÁLISIS DE ESFUERZOS ◼

◼

◼

◼

El análisis de esfuerzos comienza conociendo las magnitudes y direcciones de los esfuerzos in situ en la zona de la excavación. Luego, se deben calcular los esfuerzos inducidos

Existen algunos casos en los que una solución analítica existe para determinar los esfuerzos inducidos en torno a excavaciones circulares y elípticas (técnicas más complicadas basadas en análisis de variables complejas extienden los resultados a otros casos). Análisis numérico también se puede utilizar para determinar los esfuerzos en torno a cualquier geometría de excavación en 3D.

ANÁLISIS DE ESFUERZOS ◼

Soluciones analíticas deben satisfacer ciertas condiciones para la distribución de esfuerzos: ◼ ◼ ◼

◼

Condiciones de borde del problema Ecuaciones diferenciales de equilibrio Ecuaciones constitutivas del material Ecuaciones de compatibilidad de las deformaciones

ANÁLISIS DE ESFUERZOS ◼

Soluciones analíticas deben satisfacer ciertas condiciones para la distribución de esfuerzos: ◼ ◼ ◼

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◼ ◼ ◼

Condiciones de borde del problema Ecuaciones diferenciales de equilibrio Ecuaciones constitutivas del material Ecuaciones de compatibilidad de las deformaciones

Tracción nula en la superficie Desplazamientos en la superficie Esfuerzos en el campo lejano

ANÁLISIS DE ESFUERZOS ◼

Soluciones analíticas deben satisfacer ciertas condiciones para la distribución de esfuerzos: ◼ ◼ ◼

◼

Condiciones de borde del problema Ecuaciones diferenciales de equilibrio Ecuaciones constitutivas del material Ecuaciones de compatibilidad de las deformaciones

ANÁLISIS DE ESFUERZOS ◼

Soluciones analíticas deben satisfacer ciertas condiciones para la distribución de esfuerzos: ◼ ◼ ◼

◼

Condiciones de borde del problema Ecuaciones diferenciales de equilibrio Ecuaciones constitutivas del material Ecuaciones de compatibilidad de las deformaciones

ANÁLISIS DE ESFUERZOS ◼

Soluciones analíticas deben satisfacer ciertas condiciones para la distribución de esfuerzos: ◼ ◼ ◼

◼

Condiciones de borde del problema Ecuaciones diferenciales de equilibrio Ecuaciones constitutivas del material Ecuaciones de compatibilidad de las deformaciones

ANÁLISIS DE ESFUERZOS ◼

Todas estas ecuaciones juntas entregan la solución. Para ello, se reemplaza la expresión de las deformaciones en las ecuaciones de compatibilidad y luego se usan las ecuaciones diferenciales de equilibrio:

ANÁLISIS DE ESFUERZOS ◼

Falta entonces encontrar la solución a esta ecuación satisfaciendo las condiciones de borde… ◼ Ejemplo: Casquete cilíndrico sujeto a presión interior pi y exterior po

EXPRESIONES ANALÍTICAS ◼

◼

Excavación circular (Ecuaciones de Kirsch): probablemente las ecuaciones más utilizadas en mecánica de rocas para la teoría de la elasticidad Permiten determinar esfuerzos y deformaciones

EXPRESIONES ANALÍTICAS ◼

Esfuerzos en la superficie de la excavación: r=a

Tracción nula

EXPRESIONES ANALÍTICAS ◼

Esfuerzo horizontal de campo lejano: q=0 r→

Condiciones de borde

EXPRESIONES ANALÍTICAS ◼

Esfuerzo tangencial máximo y mínimo: depende de K Punto A Punto B K=0

◼

Estos valores representan el límite superior e inferior del esfuerzo en la superficie de la excavación.

EXPRESIONES ANALÍTICAS ◼

◼

Para esfuerzo hidrostático: K=1 evaluado en r=a

El esfuerzo tangencial en la superficie toma este valor independiente del ángulo ◼ Situación óptima: el esfuerzo se distribuye uniformemente sobre la superficie ◼ Solución general: esfuerzo axisimétrico

SOLUCIÓN DE KIRSCH EN EL CONTORNO DE LA EXCAVACIÓN   = p1 + K + 2(1 − K ) cos 2 

◼

B  A = p3K − 1

◼

A  B = p3 − K 

B A

ZONA DE INFLUENCIA ◼

Para diseñar excavaciones, el concepto de zona de influencia es relevante ◼ Zona de influencia: dominio sobre el que una excavación genera una perturbación significativa del estado tensional ◼ La presencia de una excavación vecina puede afectar el estado tensional del área donde se va a realizar otra excavación

◼

◼

Esto podría llegar a afectar la nueva excavación al punto de hacerla fallar La zona de influencia determina el campo cercano y el campo lejano

ZONA DE INFLUENCIA ◼

Consideremos el caso de una excavación circular en un campo hidrostático de esfuerzo de magnitud p:

r = 5a 0.96p

1.04p 0

◼

Se puede mostrar que para r = 5a, el estado tensional no es significativamente diferente que el campo lejano (estado tensional original)

ZONA DE INFLUENCIA ◼

De esta forma, la excavación I no afecta al estado tensional de la excavación II, dado que ésta está fuera de su zona de influencia ◼ Para el diseño, se pueden considerar ambas excavaciones como aisladas

ZONA DE INFLUENCIA ◼

◼

◼

En general, la interacción será insignificante si los centros de las excavaciones se encuentran a una distancia mayor a 6 veces el radio mayor de las dos excavaciones Importante notar que la zona de influencia está determinada por la forma de la excavación y por el estado tensional preexcavacion Si hay influencia, uno podría estimar el estado tensional inducido por la excavación II considerando como referencia el estado tensional perturbado por la excavación I al centro de II

DAÑO Y SISMICIDAD EN ROCA MASIVA

DETERMINACION DE LAS DEFORMACIONES Esfuerzos Naturales.

3. Principales tipos de ensayos para la determinación de esfuerzos in situ:

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS ESTIMACION DEL CAMPO TENSIONAL NATURAL – TECNICAS DE MEDIDA

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS ESTIMACION DEL CAMPO TENSIONAL NATURAL – TECNICAS DE MEDIDA

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS ESTIMACION DEL CAMPO TENSIONAL NATURAL – TECNICAS DE MEDIDA

FLAT-JACK (GATO PLANO) El procedimiento del ensayo es la siguiente: ➢ Con una sierra radial se perfora una ranura en una pared de roca. ➢ Se mide la deformación producida entre unos puntos de medida previamente fijados al terreno. ➢ A continuación se introduce un gato plano en la ranura y se da presión hasta equilibrar las deformaciones. ➢ La tensión de la roca en la dirección perpendicular a la ranura coincidirá con la presión del gato. Este ensayo es habitual efectuarlo en galerías de reconocimiento, en cuyo caso puede realizarse con orientaciones diversas en el frente y en los hastiales. Existe también la posibilidad de llevarlo a cabo en un sondeo mediante una sonda especialmente concebida para este uso.

FLAT-JACK (GATO PLANO)

FLAT-JACK (GATO PLANO)

u= Coeficiente de Poisson W= Coeficiente de la forma del área de presión (para formas circulares 0 0.89) P= Presión de trabajo F= Área del troquel S= Deformación media de la muestra (Volumen de roca)

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS ESTIMACION DEL CAMPO TENSIONAL NATURAL - MEDICIONES

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS ESTIMACION DEL CAMPO TENSIONAL NATURAL – TECNICAS DE MEDIDA

ENSAYOS DE PERFORACIONES DE POCA PROFUNDIDAD

OVERCORING Conceptualización del Overcoring Configuraciones para la toma de información Procesamiento de Lectura para el Ensayo

1. Concepto del Ensayo de Overcoring – Sobreperforado. El Overcoring o sobreperforado con el Borehole Deformation Gage – BDG, es un método de medición de esfuerzos In Situ, desarrollado por la Oficina de Minas de los EE.UU, cuyo principio esta dado por: “medir los efectos de deformación por relajación causadas al ser liberado la roca durante el sobreperforado y obtener a partir de estas, el valor de los componentes de los tensores de fatigas in-situ, en un lugar determinado”. Por las características de elasticidad de la roca (módulos de Young y coeficiente de Poisson), y la medición de deformaciones diametrales, se pueden derivar los esfuerzos de relajamiento durante el sobreperforado, y mediante cálculos computacionales se determina la magnitud y dirección de los esfuerzos In Situ que actúan.

2. Objetivos de los ensayos de Overcoring: El objetivo general: Aplicar un sistema que mida las tensiones "in-situ" en un área determinada. El método sugerido y más usado es el método del ovecoring con el sensor BDG, debido a la mayor confiabilidad y eficacia que los otros métodos existentes en términos del tiempo, operacionalidad y veracidad. No se descarta la aplicabilidad de las demás técnicas de medición expuestas anteriormente. Si no que este método es el mas generalizado por ello tiene gran demanda su aplicación. Los objetivos específicos son: 1. Obtener información del estado de esfuerzos tectónicos In Situ (Magnitud y orientaciones de los tensores principales, intermedios, mínimos y secundarios). Con la cual se podrá requerir trabajos sobre, estabilidad, seguridad de las excavaciones subterráneas, análisis de sensibilidad, etc. 2. Diseñar labores manteniendo el confinamiento en las excavaciones subterráneas partiendo del conocimiento de las magnitudes y orientaciones de los esfuerzos tectónicos in situ. Afín de seleccionar los diseños de las estructuras rocosas en mina así como definir el método de explotación.

3. Configuración para la toma de información del Overcoring.

En el grafico adjunto se muestran cada uno de los posicionamientos de los taladros destinados para la aplicación de la técnica del Overcoring. Vista en Planta de la labor minera. La posición a y b son las mas ideales pero difícilmente aplicables; d es la mas practica.

4. Procesamiento de toma de Información - Overcoring. a. Se efectúa una perforación de gran diámetro (6 pulgadas) hasta una profundidad óptima para la medición, teniendo en consideración que necesitamos salir fuera de la influencia de las actividades mineras para obtener medidas que correspondan a los esfuerzos tectónicos y no al efecto de la excavación. Longitud mínima de perforación = Diámetro de labor. b. A continuación y concéntrico a la perforación de 6 pulgadas, se efectúa una perforación de 1.5 pulgadas de diámetro, guiados por los centralizadores para no tener problemas de desviación. Esta nueva distancia de perforación será aproximadamente de 1.0 m. hasta 1,3 m., con la finalidad de poder realizar 3 pruebas, cada una de 30 - 45 cm.

4. Procesamiento de toma de Información - Overcoring. c.

Se procede a la instalación del sensor BDG en la perforación de 1,5 pulgadas (la orientación inicial del pin U3 debe estar siempre a 30° para la primera medición, a 90° para la segunda medición y a 150° para la tercera medición, con respecto a la horizontal (Fig. 5). El cable del instrumento sensor BDG se introduce a través de todo el sistema de coronas, barras, centralizadores y sondeadora, para conectarlo posteriormente a la unidad de lectura exterior. Se da inicio nuevamente a la perforación (sobreperforado) con diámetro de 6 pulgadas con una la longitud aprox. de 30 - 45 cm.

Durante el sobreperforado la deformación diametral es medida, cada 1cm. de perforación en los 3 ejes U1, U2, U3, separados cada 60°. El registro de las perforaciones se lleva ordenadamente en un formulario.

4. Procesamiento de toma de Información - Overcoring. Una vez registrada la medición, se retira el instrumento BDG de la perforación de 1.5". Se procede a cortar y extraer el testigo de roca liberada. En este testigo, se marcará la orientación que tenía uno de los sensores durante la medición y su dirección. (30°, 90° o 150°), facilitando así los cálculos posteriores de esfuerzos como también en la determinación de los módulos elásticos de la roca. Concluido con la etapa anterior se reinicia el proceso para obtener una segunda medición siguiendo desde el paso b. Es recomendable efectuar a lo menos 3 mediciones exitosas por hoyo. Hay que tener en cuenta que se necesitará un testigo de por lo menos 20 - 30 cm. de largo, para poder realizar los análisis de laboratorio y obtener los módulos elásticos de la roca.

Técnica del Overcorig con Borehole Deformación gage.

Técnica del Overcorig con Borehole Deformación gage.

Técnica del Overcorig con Borehole Deformación gage.

Visualización de testigos – Core, extraídos de una prueba de Overcoring - Sobreperforado. Se puede apreciar en la figura la perforación menor en la cual se alojo el dispositivo de medición BoreHole Deformation.

El sensor Borehole Deformation Gage – BDG, es usado para medir los cambios de deformación producidas por un fenómeno de relajamiento, logradas al liberar un fragmento de roca de las tensiones vírgenes o estado de esfuerzo.

6. Aplicabilidad de los Criterios de Falla. Problema.

En una prueba de “overcoring”, llevada a cabo en un taladro formando 60º con el dispositivo de control, el cual registró las siguientes deformaciones del taladro. U1 = 550  in (IN x 10-6) U2 = 1840  in (IN x 10-6) U3 = 995  in (IN x 10-6) El eje U, fue orientado a 45º con respecto a la horizontal, medida en sentido contrario a las agujas del reloj. Para este tipo de roca se conoce que: E = 13.3 x 106 psi  = 0.25 El peso de la roca es WR = 180 Lbs./ft3 El taladro ha sido perforado horizontalmente y su dirección es: N 45º E El diámetro del taladro es BH = 2

6. Aplicabilidad de los Criterios de Falla. Problema. Asumiendo una condición del “plano de esfuerzos” el cual es

Calcular: perpendicular al eje del taladro:

Determinar las magnitudes y las direcciones de los esfuerzos principales.

E 1 = 6d

 2 2 2 2 ( ) ( ) ( ) ( ) U + U + U + U − U + U − U + U − U  1 2 3 1 2 2 3 3 1 2  σ 1 = 5009.61 psi

σ 1 = 34.56 MPa

1/ 2

  

6. Aplicabilidad de los Criterios de Falla. Problema.

E 3 = 6d

 2 2 2 2 ( ) ( ) ( ) ( ) U + U + U − U − U + U − U + U − U  1 2 3 1 2 2 3 3 1 2 

1/ 2

σ 3 = 2493.84 psi σ 3 = 17.19 MPa

Se cumple que el esfuerzo principal es mayor que el esfuerzo menor σ1>σ2>σ3

  

ANALISIS DEL CIRULO DE MORH – CALCULO TENSIONES (45°)

ANALISIS DEL CIRULO DE MORH – CALCULO TENSIONES (30°)

DETERMINACION DE LAS DEFORMACIONES

ESFUERZOS NATURALES MEDICIÓN CON FRACTURAMIENTO HIDRÁULICO

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS ESTIMACION DEL CAMPO TENSIONAL NATURAL FRACTURAMIENTO HIDRAULICO

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS ESTIMACION DEL CAMPO TENSIONAL NATURAL FRACTURAMIENTO HIDRAULICO

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS ESTIMACION DEL CAMPO TENSIONAL NATURAL FRACTURAMIENTO HIDRAULICO

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS ESTIMACION DEL CAMPO TENSIONAL NATURAL FRACTURAMIENTO HIDRAULICO

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS ESTIMACION DEL CAMPO TENSIONAL NATURAL SOBREPERFORACION Y MEDIDA DEFORMACION CON CELULA USBM

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS ESTIMACION DEL CAMPO TENSIONAL NATURAL SOBREPERFORACION Y MEDIDA DEFORMACION CON CELULA USBM

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS ESTIMACION DEL CAMPO TENSIONAL NATURAL SOBREPERFORACION Y MEDIDA DEFORMACION CON CELULA USBM

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS ESTIMACION DEL CAMPO TENSIONAL NATURAL SOBREPERFORACION Y MEDIDA DEFORMACION CON CELULA USBM

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS ESTIMACION DEL CAMPO TENSIONAL NATURAL SOBREPERFORACION Y MEDIDA DEFORMACION CON CELULA USBM

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS ESTIMACION DEL CAMPO TENSIONAL NATURAL SOBREPERFORACION Y MEDIDA DEFORMACION CON CELULA USBM

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS ESTIMACION DEL CAMPO TENSIONAL NATURAL SOBREPERFORACION Y MEDIDA DEFORMACION CON CELULA USBM

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS ESTIMACION DEL CAMPO TENSIONAL NATURAL SOBREPERFORACION Y MEDIDA DEFORMACION CON CELULA EXTENSOMETRICA “DOOR – STOPPER”

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS ESTIMACION DEL CAMPO TENSIONAL NATURAL SOBREPERFORACION Y MEDIDA DEFORMACION CON CELULA EXTENSOMETRICA “DOOR – STOPPER”

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS ESTIMACION DEL CAMPO TENSIONAL NATURAL SOBREPERFORACION Y MEDIDA DEFORMACION CON CELULA EXTENSOMETRICA “DOOR – STOPPER” INTERPRETACIONES

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS ESTIMACION DEL CAMPO TENSIONAL NATURAL SOBREPERFORACION Y MEDIDA DEFORMACION CON CELULA EXTENSOMETRICA “DOOR – STOPPER” INTERPRETACIONES

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS ESTIMACION DEL CAMPO TENSIONAL NATURAL METODO DE LAS CELLAS PLANAS O “FLAT JACKS”

TENSIONES NATURALES EN LAS ROCAS ESTIMACION DEL CAMPO TENSIONAL NATURAL METODO DE LAS CELLAS PLANAS O “FLAT JACKS” INTERPRETACIONES

Fracturamiento Hidráulico: Es una determinación indirecta y menos precisa que las otras formas, pero a cambio puede realizarse a grandes profundidades de forma fácil, el método es el siguiente:

Un tramo de sondeo se aísla con dos obturadores y se introduce entre ambos agua a presión hasta romper la roca. Después se sigue midiendo la presión del agua conforme la fractura se va ampliando.

Esquema de desarrollo del Fracturamiento Hidráulico

• Principio:

– Sellar una porción de una perforación mediante tacos de hule – Bombear agua a una tasa constante en la perforación – Se genera aumento de presión en las paredes – Se produce una fractura o se abre una fractura pre-existente – Se detiene el bombeo de agua y se mide el decaimiento de la presión – El ciclo se repite varias veces – Esfuerzos se determinan a partir del levantamiento de las fracturas en la perforación, conjuntamente con los registros de cambios en la presión de la perforación

• HF:

– Los resultados se interpretan bajo la hipótesis de que la perforación se realizó a lo largo de una de las direcciones principales. Fracturas en echelon pueden indicar que esto no se cumple. – Las direcciones principales de esfuerzo se definen en base a la delineación de la fractura en el tiro, asumiendo que la fractura mantiene este carácter lejos de la perforación. – La evaluación del esfuerzo asume que el macizo rocoso se comporta de manera lineal elástica, homogénea e isótropa. Requiere considerar la presión de poro y requiere conocer la resistencia a la tensión de la roca.

• HTPF:

– Se asume que existen fracturas pre-existentes o planos de debilidad, y que éstos no están alineados en una dirección preferencial. Asimismo, es necesario verificar que sólo una fractura se ha abierto con el test, dado que esto cambia localmente el estado tensional. – Las fracturas usadas para el cálculo de los esfuerzos son delineadas asumiendo que mantienen su orientación lejos de la perforación. – Se requieren seis tests para determinar el tensor completo de esfuerzos, pero se recomiendan más para reducir la incertidumbre. – El método es válido para cualquier orientación de la perforación. Es independiente de la presión de poros y no requiere conocer ninguna propiedad del material. – La evaluación del esfuerzo asume que el macizo rocoso se comporta de manera homogénea.

• Parámetros: – Pb: presión de quiebre – Pr: presión de reapertura – Ps: presión de cierre de las fracturas inducidas

▪ Cálculo de los esfuerzos:

▪ Se asume que la fractura es casi vertical ▪ Esfuerzo horizontal principal menor:

▪ Magnitud: se calcula en base al equilibrio de esfuerzo in situ con la presión de cierre de las fracturas Ps. ▪ Dirección: normal al plano fracturado.

▪ Esfuerzo horizontal principal mayor:

▪ Magnitud: se calcula bajo la hipótesis de elasticidad lineal y efecto nulo de la infiltración de fluido en la roca. ▪ Dirección: perpendicular a la dirección del esfuerzo principal horizontal menor (rumbo (strike) de la fractura).

▪ La influencia de la presión de poros puede requerir modificaciones en la expresión anterior. ▪ Se requiere la resistencia a la tracción de la roca (laboratorio – ensayo Brasileño)

Métodos de Fracturamiento Hidráulico (HF / HTPF)

• Cálculo de los esfuerzos:

– Ensayo de tracción poco confiable → recurrir a expresión alternativa – Esfuerzo vertical: sólo puede medirse si la fractura es casi horizontal. Se asume esfuerzo litoestático – HTPF: se ajusta el tensor a las mediciones de modo de minimizar un error. – Bastan seis direcciones diferentes – Estos resultados pueden también combinarse con los de un test de HF.

ESTALLIDO DE ROCAS

ESTALLIDO DE ROCAS

No poder deformarse

Liberación violenta de energía

Almacenar energía de deformación

MACIZO ROCOSO

Duro Compacto

presiones

• Rompimiento descontrolado de roca asociado a una violenta liberación de energía (eventos sísmicos). • Se producen al interior de macizo, pero generan un violento daño en las paredes del túnel cercano. • No se puede saber donde o cuando será pero hay equipos que te dan información suficiente para tener referencias y trabajar con ellos, controlando, realizando mapeos, puntos de convergencia.

FACTORES QUE INFLUYEN PARA PRODUCIRSE LOS ESTALLIDOS DE ROCAS La predicción de estallidos es muy difícil ya que este fenómeno depende de muchos factores: ❖ Condiciones geológicas naturales (aspecto estructural, litología, tectonismo) ❖ Condiciones geomecánico (distribución de esfuerzos alrededor de las labores) resistencias compresivas (100 a 400 Mpa) y módulos de elasticidad (40 a 100 GPa)

❖ Método de minado. ❖ y también de las propiedades esfuerzo -deformación de las rocas.

En sistemas de plegamientos principales, crean zonas muy suceptibles a la ocurrencia de los estallidos de rocas.

MINA EL TENIENTE-CHILE

Estallido de Rocas 1991 Mina Sub-6

TUNEL TRASANDINO DE OLMOS 29 de abril

Desde que se iniciaron los trabajos, en el año 2008, se han reportado unos 10 mil estallidos de roca.

MINA UCHUCCHACUA

SOLUCIONES IMPUESTAS AL SISTEMA DE SOPORTE EN UN ESTALLIDO DE ROCAS

SOLUCIONES IMPUESTAS AL SISTEMA DE SOPORTE EN UN ESTALLIDO DE ROCAS Usamos el Espectro de Desplazamiento para describir el movimiento del terreno durante un estallido de rocas y para describir la capacidad de respuesta del sistema de soporte. Comparando ambos Espectros de Desplazamiento se obtiene un sencillo indicador de la idoneidad del sistema de soporte. Para aquellos casos que fueron bien documentados, realizamos un análisis numérico del comportamiento del soporte. Los resultados sugieren que se produce una gran amplificación del movimiento cerca de la periferia de los túneles. El análisis también sugiere que el sistema de soporte falló para máxima velocidad de partícula entre 3 a 6m/s, sin embargo, la velocidad de eyección del soporte fue menor, hasta un máximo de 5m/s.

SOLUCIONES IMPUESTAS AL SISTEMA DE SOPORTE EN UN ESTALLIDO DE ROCAS Caracterización de movimiento de la tierra Daño fuerte ocurrió en varias aberturas subterráneas en un sector de mina El Teniente como resultado de cuatro eventos sísmicos que tuvo lugar durante un período de dos horas. La magnitud computada de Richter de los eventos sísmicos fue 2.7, 1.4, 1.7 y 1.1. El comportamiento del soporte fue estudiado usando uno de los registros del primer evento, localizado aproximadamente 170m de la fuente. La historia de la velocidad para cada componente del movimiento registrado en la estación seleccionada es mostrada en Figura 1.

Figura 1. Los registros de velocidad obtenidos en la estación seleccionada para el análisis.

•Figura 3. Desplazamiento de los espectros de respuesta para el evento N° 1 medidos en 170m de la fuente.

EL COMPORTAMIENTO DEL SOPORTE Capacidad de deformación: Asumamos un patrón típico del soporte con pernos de acero de 22mm de diámetro a 1m en cada dirección y un 0.8m bloque grueso desprendido de la roca. Como un modelo muy simple, consideramos un bloque simétrico de la roca soportado por un perno completamente relleno de emplastado a la roca que cruza una juntura, como se muestra en Figura 4.

Figura 4. Un simple modelo del sistema de soporte.

ANÁLISIS DE BLOQUES RÍGIDOS Dos casos serán presentados. El primer caso corresponde para uno aproximadamente 5.5m cuña de gran altura de roca, lo cual fue expulsado como una unidad rígida, rompiendo varios pernos de la roca. El segundo caso es una pared de confinamiento que fue desplazado 3.4m fuera de su posición original, también rompiendo pernos y cables. Por la simplicidad, ambos casos fueron tratados como bloques rígidos de dos dimensiones. El movimiento de dos dimensiones de un bloque rígido está completamente definido con tres coordenadas: El desplazamiento relativo u1 y u2 y la rotación relativa  de un punto seleccionado, como el centro de la masa mostrado en la Figura 5. El movimiento de puntos donde los pernos o los cables están anclados, es luego conocido como la fuerza Fx y Fy debido a la deformación del cable o perno respectivo.

Cuadro 1. Propiedades mecánicas de los tornillos y los cables.

Como antes, los sistemas de ecuaciones (5) se pueden resolver utilizando los métodos existentes con el fin de encontrar la historia del movimiento de bloques y de la fuerza sobre los tornillos y cables.

ANÁLISIS DE UNA CUÑA O PEDAZO DE ROCA Una cuña de aproximadamente 5,5 m de altura de la roca fue expulsado como una unidad rígida, rompiendo varios pernos de roca. La figura 7 muestra una sección transversal del bloque y de los pernos que se instalaron para sostenerlo.

Figura 7: Cuña de roca expulsada por la explosión de roca.

Figura 8. Pernos doblado a la izquierda detrás de la cuña de roca expulsados.

Figura 9. Historia de los desplazamientos calculados para un bloque expulsado por el evento sísmico.

Figura 10. Sección transversal y la vista en planta de la pared fracasada.

4 CONCLUSIONES El análisis de las deficiencias observadas, como consecuencia de un evento sísmico sugieren que el pico de velocidad de la partícula asociada a la insuficiencia de los sistemas de apoyo totalmente cementado roca perno fue del orden de 6 m/s. Los bloques fueron expulsados a velocidades del orden de 4 a 5 m/s. Análisis adicionales sugieren que el apoyo en las zonas con malla diamante y tornillos en un patrón de 1x1m, la velocidad de impacto necesaria para romper la malla era del orden de 2,5 a 6,0 m/s, dependiendo de la geometría del volumen de roca expulsados. Un modelo simple de un grado de libertad, se utiliza junto con los espectros de respuesta, indica que totalmente cementado los pernos de roca y cementado plenamente los cables no tienen la capacidad para resistir el desplazamiento de circulación impuestas por el sismo. Es beneficioso para aumentar la capacidad de desplazamiento del sistema de apoyo con el fin de aumentar su seguridad frente a las demandas dinámicas. La capacidad de desplazamiento puede aumentar mediante la provisión de una longitud más larga, libre y proporcionando ductilidad grande en el sistema de apoyo.