Apuntes curso fortificacion de minas

FORTIFICACION DE MINAS
Diplomado En Mecánica de Rocas
Relator
Dinko Rosso Ledezma
Ingeniero Civil Industrial en Minas
Diplomado en Mecánica de Rocas
Antofagasta, Julio del 2010

INTRODUCCIÓN
Desde bastante tiempo el hombre ha tenido la necesidad de explotar los
recursos minerales en superficie y de forma subterránea, en esta última se
comenzaron con pequeñas excavaciones. Con el paso del tiempo y con el
descubrimiento de grandes yacimientos de minerales a profundidades mayores, lo
que provocaron serios problemas de seguridad debido a constantes derrumbes de
las labores subterráneas.
Al aumentar el tamaño de las operaciones mineras durante los últimos
decenios, se introdujo un concepto que hubiera sido incomprensible para los
mineros del pasado.
El concepto de excavaciones subterráneas permanentes. Los que deberán
prestar servicio durante decenas de años.
Cuando se realiza una excavación subterránea el equilibrio del sistema se
altera, o sea los campos de esfuerzos se alteran localmente y se originan
redistribuciones de las tensiones iniciales del medio.
Las tensiones que actúan en el túnel formado por su excavación se
comienzan a redistribuir, por lo que deben ser soportadas por la roca que queda
inmediatamente después de la excavación.
Dependiendo de la calidad del macizo rocoso la excavación ó el túnel tiende
a cerrarse si no se aplica una fortificación adecuada, en algunos casos podría
llegar a colapsar, este colapso se aprecia principalmente por la caída de bloques.
Ahora antes de explotar un yacimiento se debe tener en cuenta el tiempo de
que durará el proyecto, ya que con este valor se podrá definir si las excavaciones
que se desarrollarán serán permanentes ó provisorias.

FORTIFICACION
Definición
La fortificación se puede definir como una operación unitaria, la cual tiene
como objetivo reforzar o sostener el contorno de una excavación o labor
subterránea, como las cajas y el techo, a través de distintos elementos como por
ejemplo:
 Pernos (helicoidales, fibra, Split set, swellex)
 Malla (biscocho, acma)
 Shotcrete (con fibra, sin fibra)
 Marcos (metálicos, noruegos, madera)
 Cables (simple, dobles, triples)
¿Por qué debemos fortificar?
El reglamento de Seguridad Minera (D.S. N° 132, capitulo sexto, articulo 157),
señala que:
“Los trabajos subterráneos deben ser provistos, sin retardo, del sostenimiento más
adecuado a la naturaleza del terreno y solamente podrán quedar sin fortificación
los sectores en los cuales las mediciones, los ensayos, su análisis y la experiencia
en sectores de comportamiento conocido, hayan demostrado su condición de
autosoporte consecuente con la presencia de presiones que se mantienen por
debajo de los limites críticos que la roca natural es capaz de soportar”.

Objetivo de la fortificación:
Ayudar al macizo rocoso a autosoportarse.
 Pernos: Refuerzan y aumentan la resistencia inherente del macizo rocoso
(fortificación activa o reforzamiento del macizo).
 Shotcrete, malla, marcos: Actúan restringiendo los movimientos del
macizo rocosos externamente (fortificación pasiva o soporte de rocas).

I. SISTEMAS DE FORTIFICACION
Los sistemas de fortificación son un conjunto de elementos que son
instalados durante la construcción de una labor subterránea, con el fin de
estabilizar el contorno de la excavación producto del mismo desarrollo y de la
actividad minera a través de 3 objetivos como son: reforzar, sostener y contener
los bloques.
En general los tipos de fortificación buscan proteger la integridad física de
las personas y de los equipos mineros, además de asegurar el negocio minero
dándole estabilidad a la excavación minera.
Las técnicas de diseño labores subterráneos aceptadas en la actualidad
están basadas considerando los siguientes fundamentos:
 El principal autosoporte de una excavación subterránea es la roca que
rodea a dicha excavación, ya que al realizar la excavación se va formando un arco
de descarga alrededor del túnel que transmite las tensiones a ambos lados de la
excavación. Es por lo anterior que para facilitar la distribución de las tensiones en
los túneles se deben diseñar con formas redondeados evitando la formación de
ángulos en las esquinas.
 Como primer principio siempre es conveniente mantener lo menos alteradas
las características iniciales de la roca, generalmente en las excavaciones de
túneles se usan explosivos, por lo que se deben emplear técnicas que minimicen
los efectos de las tronaduras sobre la roca.
La fortificación o sostenimiento se aplicará de forma que el terreno deje de
deformarse y la roca alcance o desarrolle su capacidad de autosoporte.

 El anillo de roca que rodea al túnel es el principal elemento que proporciona
estabilidad a la excavación, por lo tanto el sostenimiento tendrá como primera
misión evitar que el terreno pierda propiedades mecánicas por efecto del proceso
de desarrollo o avance, o incluso que las mejore. Solamente en segundo lugar se
sitúa la capacidad resistente por sí misma del sostenimiento, que es muy pequeña
comparada con las grandes tensiones que pueden existir en el interior de los
macizos rocosos, habituales en la minería subterránea.
Los elementos generalmente usados para la fortificación de las
excavaciones subterráneas en roca para la aplicación en minería son tres: El
shotcrete, la malla de contención y los pernos o cables de anclaje. Además de
estos elementos se usan otros en algunas circunstancias, especialmente cuando
se trata de atravesar zonas de roca de mala calidad, como por ejemplo las
cerchas metálicas.

1. Fortificación con madera
Fue el sistema más utilizado hasta la segunda guerra mundial, cuando
comenzó a ser desplazada por el acero. Sus principales desventajas es ser un
material altamente combustible y que se degrada fácilmente por organismos
parasitarios (ej: hongos, insectos).
2. Fortificación con marcos de acero “marco noruego”
Es uno de los sistemas más utilizados ya que el acero es uno de los
elementos que mejor resiste el agresivo ambiente minero, especialmente los
relacionados a temperatura, humedad, gases y agua. Además, el acero tiene dos
características de gran relevancia en la minería subterránea: es un elemento
incombustible y reutilizable.

 Función del o los marcos
 Otorgar flexibilidad al sistema de sostenimiento.
 Capacidad de absorber deformaciones.
 Absorber la carga de las inestabilidades locales y redistribuirla a sectores
más reforzados.
 Construcción Marco Noruego:
 Se recomienda de 1 m. de ancho.
 Están constituidos por 6 barras de acero (Ø = 22 mm) (Calidad A44-28H:
Resistencia a la Compresión = 44 kg/cm2 – Limite Fluencia = 28 kg/cm2).
Son fijados a los pernos de roca.
 Componentes: Estribos (Barras de acero de las mismas características,
dispuestos transversalmente) y separadores. Cubos de cemento que
inducen una separación homogénea entre el marco y la roca (5 cm).

3. Fortificación con Pernos.
Principalmente la fortificación con pernos se basa en oponerse a la
deformación del macizo rocoso, ayudando al macizo rocoso a autosoportarse. El
perno pasa a formar parte del mismo entorno, reforzando la resistencia de la roca.
Los tipos de pernos más comunes ó más usados en el sostenimiento de
terrenos son: pernos con anclajes expansivos, estabilizadores de fricción, pernos
cementados con resina o cemento y los cables de acero ó también llamados
pernos cables. En la selección de los elementos para sostenimiento es muy
importante tener un conocimiento de las funciones y las resistencias de cada
elemento.
También toma en cuenta la altura de las labores, el tipo de roca y su
clasificación, el tipo de maquinaria disponible, el tiempo de vida útil de la labor, etc.
 Sus ventajas son:
 Versatilidad, puede ser usado bajo cualquier geometría de la galería.
 Relativamente económico.

 La instalación puede ser manual ó mecanizada.
 Simple de transportar e instalar.
 Insensible a los efectos de proyección de tronaduras.
3.1 Pernos anclados mecánicamente
Un perno para roca con anclaje de expansión controla el movimiento o el
desplazamiento de la masa rocosa induciendo la presión de la tensión de la barra
entre el anclaje y la platina de apoyo. Este tipo de soporte produce una tensión de
aproximadamente 3.5 toneladas y tiene una resistencia en tracción máxima de
12,5 toneladas.
Ventajas:
 Relativamente Barato.
 Soporte inmediato.
 Se puede tensar (roca resistente)

Desventajas:
 Uso limitado a macizos competentes.
 Debe ser monitoreado para tensar correctamente.
 Su capacidad de soporte es afectada por vibraciones de tronadura.
 Sólo uso temporal.
3.2 Pernos de acero Lechados
Son los pernos más utilizados en minería subterránea, fabricados en barra
construcción (fierro corrugado), el tipo helicoidal y Cables de Acero instalado en
una lechada de resina o cemento resiste el movimiento del terreno debido a los
puntos de contacto del enclavamiento mecánico del perno. La unión resina o
lechada con la roca depende de las irregularidades encontradas dentro de la
perforación y de la estructura de la roca.
Ventajas:
 Competente y durable.
 Gran capacidad de soporte en macizos competentes.

Desventajas:
 Requiere tiempo de curado para alcanzar su máxima resistencia.
 La calidad de la lechada y el proceso de lechado es difícil de controlar y
mantener.
 No se pueden usar en zonas con aporte de agua.
 Se pueden tensar sólo siguiendo un procedimiento especial.
Frente fortificada con pernos de acero

3.3 Pernos de aceros lechados con resina.
Ventajas:
 Gran capacidad de soporte en macizos competentes.
 Capacidad de soporte rápida.
 Si se usa un compuesto de fragüe rápido en el fondo, se pueden tensar.
Desventajas:
 El diámetro de la perforación es crucial.
 La calidad de la resina puede ser afectada por el ambiente de la mina.
 El manejo de la resina puede ser desordenado y peligroso, además de
generar desperdicios.
 La resina tiene una vida limitada.
 Relativamente más cara.

3.4 Pernos de fricción “Split Set”
La fricción ejercida por los costados del perno lo mantiene en su lugar
creando fuerzas que se extienden radialmente. Este proceso provee la fuerza de
fricción que actúa previniendo el movimiento o separación del terreno.
Se alcanzan valores de anclaje de 1 á 1.5 toneladas por cada 30,5 cm con
éstos elementos, dependiendo principalmente del diámetro de la perforación
efectuada, la longitud de la zona del anclaje y el tipo de la roca.
Los estabilizadores se utilizan generalmente en roca severamente agrietada
o fracturada sujeta a condiciones de baja tensión.
Ventajas:
 Instalación simple.
 Capacidad de soporte inmediata.
 No necesita más que un jackleg o jumbo.

 Fácil instalación de malla.
Desventajas:
 Relativamente caro.
 El diámetro del tiro es crucial en la prevención de la falla del sistema.
 La instalación exitosa de pernos largos es difícil de lograr.
 Sólo soporte temporal (tratamiento).
 Corrosión.
3.5 Pernos Cables
La fortificación con cable se realiza principalmente donde existen bloques
de gran magnitud, los cuales tanto por peso propio, tamaño y longitud del soporte
a instalar, no pueden ser contenidos por los pernos helicoidales, fibras o Split set.
Dependiendo de la solicitación a que será sometido el cable, eventualmente
pueden considerarse diseños de cables dobles o triples.

Ventajas:
 Gran capacidad de soporte en macizos competentes
 Relativamente barato.
 Se puede cablear a cualquier largo.
Desventajas:
 Requiere tiempo de curado para alcanzar su máxima resistencia.
 La calidad de la lechada y el proceso de lechado es difícil de controlar y
mantener.
 No se pueden usar en zonas con aporte de agua.
 Se pueden tensar sólo siguiendo un procedimiento especial.
Existen en la literatura para inyectar la lechada a los pernos cables dos
alternativas:
 Utilizando manguera de retorno al fondo.
 Manguera de inyección y sale por el tiro
Diagramas de lechado de pernos cables

3.6 Accesorios de fortificación “Planchuelas”
Estos elementos están diseñados principalmente para cumplir tres
funciones:
 Proveer un confinamiento de la superficie fracturada y por lo tanto un
soporte de la zona entre pernos manteniendo la integridad del macizo
rocoso.
 Diseñadas para distribuir la carga en la cabeza del perno, de manera
uniforme en la roca adyacente.
 Mantienen la elasticidad y la dirección de la carga.

Perno de helicoidal + shotcrete correctamente instalado
Perno helicoidal sobre roca

4. Mallas
La armadura sirve para absorber las solicitaciones por contracción,
aumentar la resistencia a la tracción / cizallamiento y para repartir las cargas
concentradas.
Esta alternativa de fortificación es recomendable cuando se quiere
garantizar obras subterráneas sometidas a los esfuerzos mencionados
anteriormente. La abertura o luz de la malla no debe ser inferior a 5 centímetros,
siendo la más utilizada la de 10.
La malla es fabricada en alambre galvanizado se emplean en la fortificación
de túneles mineros y en la contención de terrenos y taludes.
Los rollos de fabrican en el largo y ancho especificado por el cliente, siendo
el rollo más común es el de 25 x 2.50 para la malla 100-06 y de 25 x 2.00 para el
resto.
Tenemos capacidad para tejer mallas de hasta 5 metros de ancho.
Sistema de pernos + malla + shotcrete

Malla Trenzada:
 Flexible y resistente. Se recomienda instalarla en tramos de 1.0 –1.5 m.
Con un patrón de pernos de 1.5-2.0 m la malla soporta 2.5 t x m2. Su uso
con shotcrete es inapropiado, debido al considerable rebote.
Malla Soldada:
 Es mucho más rígida que la malla trenzada, lo cual hace que sea difícil
acomodarla a las irregularidades de la roca, pero crea un mayor
confinamiento de la zona entre pernos. La principal ventaja es la
posibilidad de colocar shotcrete en una etapa posterior.
Sistema de pernos y malla trabajando

5. Shotcrete
El hormigón proyectado suele denominarse “shotcrete”, palabra extraída
del idioma inglés que se refiere al acto de proyectar hormigón sobre determinada
superficie y este será el término que utilizaremos durante el desarrollo de este
curso.
En este punto se verán los conceptos generales del uso del shotcrete
como elemento fortificador de labores subterráneas. El shotcrete puede ser usado
de las siguientes maneras:
 Primario: Shotcrete utilizado como elemento de sostenimiento primario,
siendo este el encargado principal de mantener la estabilidad de la
excavación.
 Complementario: Shotcrete utilizado como complemento de un sistema de
fortificación primario (Shotcrete como sistema de fortificación secundario o
sostenimiento secundario).
 Reparador: Shotcrete utilizado para la reparación de un sistema de
fortificación previamente instalado que presenta deterioro o fallas, o que
requiera de un aumento en sus niveles de fortificación.
El shotcrete proyectado es una excelente herramienta de soporte
primario, secundario de estabilización de desarrollos de túneles por periodos de
tiempo relativamente cortos. En la minería subterránea dinámica y moderna se
hace necesario el uso del shotcrete por lo que se ha ido complementando con los
métodos tradicionales de fortificación y en algunos casos reemplazándolos,
obviamente dependiendo de las condiciones geomecánicas de las labores
subterráneas.

Con el desarrollo de nuevas tecnologías de aditivos se ha logrado mejorar
la calidad de las mezclas de shotcrete, a la vez acelerar los ciclos productivos en
el desarrollo de túneles y explotación minera subterránea, mejorando
considerablemente los rendimientos de los avances.
5.1 Función del shotcrete.
Principalmente la fortificación con shotcrete con o sin fibra tiene dos
grandes aplicaciones o efectos, los cuales son:
 Sellar las superficies de la roca, rellenando las juntas y/u grietas
existentes en la roca, evitando la caída de bloques pequeños y la alteración de la
roca, de esta manera las labores subterráneas puedan mantener su capacidad de
estabilidad por un período de tiempo más largo.
 Generar un anillo en el túnel o desarrollo subterráneo, que genera una
resistencia que trabaja en forma similar a la de un marco, la que soporta las
cargas de la roca al deformarse. También este anillo es capaz de resistir la carga
puntual ejercida por pequeñas cuñas o bloques que quedan descansando sobre la
capa de shotcrete.
Esquema de Fortificación usando Shotcrete
Generación de anillo con
shotcrete

5.2 Consideraciones generales del shotcrete.
Para una óptima aplicación de la fortificación con shotcrete se necesita
considerar algunos factores importantes tales como: el diseño de la mezcla
(cemento, agua, áridos), el espesor usado en la fortificación, el tiempo de fraguado
ó aplicación de la mezcla, el tipo de fibra utilizado, la presión de aire comprimido
para una correcta compactación en las paredes de la excavación, el tipo de aditivo
acelerador utilizado y por supuesto la experiencia del operador al aplicar la
mezcla.
5.2.1 Materiales de Elaboración de la Mezcla
El shotcrete es básicamente una mezcla de tres materiales: cemento, agua
y áridos.
 Cemento de Alta Resistencia: Este cemento actúa como aglutinante en la
mezcla del shotcrete y tiene la función de fijar las partículas de agregado a la
matriz. El cemento también es el lubricante principal del shotcrete, tiene un
fraguado hidráulico o sea un fraguado rápido comenzando a obtener resistencias a
las pocas horas de su mezcla y por lo tanto es parcialmente responsable de las
propiedades mecánicas del shotcrete endurecido.
La función principal del cemento es de fraguar extremadamente rápido,
alcanzando resistencias tempranas de 120 kgf/cm2
a las 24 horas de su aplicación
y permitiendo ingresar a la preparación de frentes de trabajo a los pocos minutos
de terminada la fortificación.
 Áridos: los agregados de arena y grava constituyen el esqueleto de la
matriz del shotcrete proyectado, siendo aproximadamente el 75% del volumen de
la mezcla de shotcrete, arena y grava.

La composición geológica del agregado tiene una fuerte influencia en la
manejabilidad y en otras propiedades del shotcrete endurecido tales como su
resistencia.
Los agregados tienen diferentes funciones: La homogenización de la
mezcla del shotcrete proyectado, determinación del consumo de agua, llenante de
menor costo en la matriz, consecución de propiedades mecánicas de la mezcla
(resistencia a la tensión, flexión y resistencia a la compresión), la trabajabilidad de
la mezcla (forma de partículas y finos), un incremento en la durabilidad requerida
(porosidad y dureza), es por estas razones que al agregado debe dársele la más
alta importancia, pero no siempre es el caso.
Por ejemplo, si el contenido de finos es ≤ 0.125 mm cambia en un mínimo
porcentaje, una mezcla que se clasifica como muy manejable puede convertirse
en una mezcla imposible de bombear, o si el contenido de componentes blandos
en un agregado es demasiado alto baja su resistencia al congelamiento.
 Agua: el agua cumple con dos importantes funciones para crear las
mezclas de shotcrete, primeramente reacciona químicamente con el cemento para
producir la parte sólida de la pasta del cemento que es lo que le da resistencia al
shotcrete y en segundo lugar le entrega la trabajabilidad de la mezcla, importante
propiedad para formar una mezcla de shotcrete homogéneo y bien compactado,
está agua proviene de dos fuentes: el agua añadida en el proceso de fabricación y
la humedad presente en los áridos, ya que la consistencia (plasticidad) de la
mezcla la regula principalmente el agua y los aditivos (como los reductores de
agua).
El agua de mezclado no debe tener ningún componente que retarde o
acelere la hidratación de la mezcla ya que estás pueden actuar sobre el cemento
teniendo una aceleración no controlada, afectando su vida útil y su factor de
seguridad.

Ejemplos de sustancias nocivas: aceites y grasas, sales, sulfatos, cloruros,
azucares.
El agua natural que se encuentra en las minas subterráneas, el agua de
ríos y de lagos, generalmente es adecuada para la fabricación de la mezcla.
El agua marina no debe utilizarse debido a su alto contenido de cloruros,
ya que si exceden el límite normal de contenido podrían ser corrosivos para el
acero en especial para el shotcrete usado con fibra metálica, por el contrario el
agua potable es el agua ideal para usar en la fabricación de la mezcla, pero esto
incrementa los costos.
 Aditivos usados en la fabricación de mezclas: los aditivos se usan
principalmente para mejorar y/o cambiar las propiedades del shotcrete que no
pueden ser controladas correctamente por los componentes cemento, agua y
áridos. Estos aditivos se agregan como porcentaje en peso de cemento.
Tipos de Aceleradores de Fraguado
La Tabla anterior Indica el efecto que solamente los acelerantes que no contienen
álcalis deberían usarse en la proyección de shotcrete vía húmeda de alta calidad y
durabilidad, teniendo en cuenta la seguridad de las personas. Los aceleradores de
fraguado libres de álcalis se utilizan en un rango de 2% – 10% con respecto al
peso del cemento.
Álcalis pH<3

5.2.2 Características Técnicas Resistivas del Shotcrete.
Si duda que la principal finalidad de las mezclas de shotcrete es la de dar
resistencias tempranas y finales, de acuerdo a las características del macizo
rocoso donde tiene que ser usado.
 Desarrollo de resistencias tempranas del shotcrete: las resistencias
tempranas se distinguen entre dos tipos resistencias a muy temprana edad que
varía de entre unos minutos hasta una hora y resistencia tempranas que van de un
rango de 1 hora hasta 24 horas.
Resultados de Resistencias Tempranas.
Una resistencia temprana medible se obtiene recién después de
trascurrido una hora de la proyección, este valor de resistencia determina cuando
se puede continuar con el ciclo de desarrollo del avance del túnel (marcación de
frentes de trabajo, perforación, tronadura).
Posteriormente a lo anterior vendrá el desarrollo de una resistencia
normal que fluctúa de entre 7 y 14 días. El proceso de resistencia depende
directamente de los siguientes factores: contenido y tipo de cemento, contenido de
agua, temperatura del shotcrete y del ambiente, espesor de la carga, la influencia
RESISTENCIA TEMPRANA EDAD (HORAS)
ENSAYE CON CILINDROS
0
20
40
60
80
100
120
0 1 2 3 4 5 6 7 8 9
Edad (Hrs)
Resistencia(kg/cm2)

del acelerante que tiene el propósito de incrementar significativamente la
resistencia desde los primeros minutos hasta las primeras horas, también lo que
es muy importante y que equivale quizás alrededor de un 50% es la aplicación de
la mezcla en la frente de trabajo (en la roca), por ende el operador debe contar
con una experiencia y entrenamiento adecuado para realizar este proceso. (Ver
Fotografía aplicación de shotcrete por equipo roboshot).
 Resistencia Final del Shotcrete: esta resistencia generalmente se obtiene
a los 28 días y el nivel de resistencia se basa principalmente en los requerimientos
de diseño, la resistencia a la compresión simple se mide sobre núcleos tomados
sobre la estructura o en paneles proyectados.
El shotcrete proyectado se comporta como una especia de piel delgada
con una gran capacidad de soporte de carga por lo tanto deberá tener cierta
ductibilidad, la que se obtiene con el uso de la fibra metálica o sintética, dándole al
refuerzo una mayor flexibilidad.
Fotografía Aplicación de shotcrete por equipo roboshot.

Figura. Diagrama del brazo telescópico y de la boquilla del roboshot.
Explicación del diagrama anterior: 1) Movimiento del brazo telescópico (longitud
del recorrido); 2) y 4) movimiento automático de la boquilla: 2) lanzamiento +/- 15°
2) y 4) movimiento circular; 3) Angulo de erguimiento de la boquilla; 4) ángulo
longitudinal de la boquilla ; 5) contornos tangenciales de la boquilla; 6) altura de
alineación en el corte transversal.
La distancia óptima de lanzado varía de entre 1,2 a 1,5 metros, pero
generalmente se realiza entre un rango de 1 a 2 metros, mayores distancias
aumentan el rebote a valores sobre el 25%.
5.2.3 Uso de Fibra Metálica.
 Uso de Fibra Metálica: aumenta significativamente la tensión y flexión del
shotcrete como refuerzo o herramienta de fortificación.
El comportamiento del shotcrete mejora notablemente gracias a la
ductibilidad que le otorgan las fibras en dosis adecuadas, llegando hasta aumentar
5 veces la energía de rotura del shotcrete.

De lo anterior se consigue: una distribución homogénea en el shotcrete u
hormigón proyectado, aumento en la ductibilidad de la mezcla, alta resistencia a la
tensión y flexión, mayor seguridad debido a la deformación postfisuración,
aumento de la resistencia del impacto, mejora en la adherencia del shotcrete con
la roca, reducción de la fisuración por la retracción temprana, mayor resistencia al
fuego.
El comportamiento del shotcrete mejora notablemente gracias a la
ductibilidad que le otorgan las fibras en dosis adecuadas, llegando hasta aumentar
5 veces la energía de rotura del shotcrete. (Ver figuras 5.4 y 5.5).
Figura. Fibras Metálicas.

Las ventajas del uso de la fibra metálica en el shotcrete con respecto a la
combinación malla- shotcrete se aprecian en la Figura siguiente.
Figura. Curvas de carga-deformación para shotcrete reforzado.
Figura. Modos de falla del shotcrete con Fibra Metálica en prueba de
“bloque de falla”
Shotcrete-Fibra

El uso de las fibras produce además ahorros de tiempo y dinero:
 Ahorro en costos directos ya que el costo de la fibra es de 50% del costo de
la malla (contando mano de obra).
 Ahorro en el costo indirecto por contar con un ciclo de aplicación más corto.
En el gráfico comparativo se esquematiza el ahorro en tiempo que implica el uso
del shotcrete con fibra versus el shotcrete con malla. El ahorro se logra
principalmente al no colocar la malla y evitar la colocación de shotcrete en dos
capas.
 Ahorro debido a la disminución del rebote provocado por la malla de
refuerzo, ya que el rebote del shotcrete aplicado en conjunto con la malla es del
orden del 25 %, mientras que aplicado en conjunto con la fibra es del orden del
8%.
Grafico comparativo de tiempos acumulados de aplicación entre el
shotcrete con malla y el shotcrete con fibra.

A continuación se entregan algunas recomendaciones para el uso del
shotcrete con fibra:
 Al agregar fibras a la mezcla equivale a agregar áridos, por lo tanto cambia
la fluidez de la mezcla, es por esto el shotcrete reforzado con fibras requiere el uso
de aditivos para poder contrarrestar los efectos del bombeo y la proyección.
 El largo de la fibra no deberá exceder el 50% del diámetro interno del
culebrón de proyección y deberá como mínimo tener el triple del tamaño máximo
de árido. (Por razones de anclaje, ver esquema). A mayor L/De es más difícil el
mezclado, bombeo y proyección, pero aumenta el rendimiento de la fibra.
 El contenido de fibra por metro cúbico de hormigón y el espesor del mismo
deberá ser determinado según las condiciones de trabajo particulares de la obra,
estás varían de entre 20 Kg/m3
hasta 40 Kg/m3
.
La resistencia del shotcrete con fibra puede ser obtenida a partir de
ensayos en obra, ensayos de carga sobre un panel que simule las condiciones de
terreno o mediante análisis numéricos o modelos analíticos debidamente
justificados.
Esquema. Recomendación de mínima longitud de la fibra según el tamaño
máximo de árido y el diámetro del Culebrón del equipo roboshot.
=

Componentes
por m3
de Shotcrete
Valores
El Peñón
Valores Teóricos
(Hofler & Schlumpf)
Arena (agregado) 1650 kg 1600 – 1850
Cemento Inacesa Alta
Resistencia.
420 Kg 400 – 470
Agua 273 lts 200 – 260 lts
R a/c (relación agua/ Cemento) 0,65 0,45 - 0,55
Súper Plastificante – Grace
Adva Spray 1200 (1,2%).
20,16 Kg 20 Kg
Fibra acero Soprofin 20 Kg 20 - 40 Kg
Resistencia a la Compresión de
la mezcla Promedio a los 28
días.
300 kgf/cm2
------
Resistencia a la Flexo -tracción
promedio a los 28 días.
45 kgf/cm2
------
Densidad por m3
2363,16 Kg 2240 – 2640 Kg
Acelerador Grace Rapid 258-AF
Aplicado en frente de trabajo
(2-10%) c/r Peso Cemento.
28 – 32 Kg 30 Kg
Tabla. Comparación entre mezcla “El Peñón” y Mezclas Según Teoría.
En general el shotcrete es un material muy versátil, permitiendo una gran
velocidad de aplicación, además presenta una buena adherencia con la roca, y
resistencia y rigidez similares al hormigón tradicional.

5.3.1 Técnicas de fortificación de túneles usando shotcrete.
 Shotcrete con Fibra
Debido al excelente resultado que ha tenido la adición de fibra en la
mezcla de las grandes obras del metro y minería subterránea de nuestro país, se
han incorporado fibras estructurales al hormigón proyectado, reemplazando
definitivamente a la malla apernada o electrosoldada. Actualmente, en distintas
minas subterráneas es la técnica de fortificación más utilizada. La adición de la
fibra sintética, como metálica mejora la resistencia flexural del shotcrete y aumenta
la durabilidad, la dureza y reduce la formación de fisuras por retracción.
El comportamiento del hormigón proyectado frente a la absorción de
energía mejora notablemente gracias a la ductilidad que le otorgan las fibras en
dosis adecuadas, llegando a aumentar hasta en 5 veces la energía de rotura del
hormigón respecto al shotcrete sin refuerzo.
Los estudios realizados pueden demostrar que el rendimiento de avance
se puede incrementar hasta en un 40% debido al ahorro que se obtiene con la no
instalación de malla de refuerzo, además de evitar la exposición a riesgos del
personal que ejecuta la tarea.
 Shotcrete reforzado con malla metálica
Esta solución ha sido implementada en la minería debido a la rapidez con
la cual puede ser colocada la malla metálica y su capacidad de adecuarse a la
forma del terreno.
La malla metálica normalmente utilizada en algunas minas subterráneas
para reforzar el shotcrete es la malla 10006 tipo bizcocho. Por lo anterior, en
adelante, cuando se use el término de malla metálica, se referirá a dicha malla.

Las observaciones hechas en terreno y laboratorio, revelan que la
resistencia que proporciona la malla posterior a la rotura del shotcrete lo realiza
con una gran deformación. Esto induce un aumento de la extensión de la falla del
shotcrete hasta estabilizarse mediante el anclaje que proporciona el shotcrete no
dañado en todo su perímetro. Esto se traduce en un considerable aumento de
resistencia respecto al sistema conformado únicamente por la malla bizcocho con
igual apernado de anclaje y para deformaciones menores a 10cms en el punto
central del panel.
Uno de los grandes problemas observados en el uso de la malla metálica
como refuerzo del shotcrete está en el hecho de que, ante cargas considerables y
la inminente propagación y unión de fisuras, se produce un desprendimiento del
recubrimiento de la malla. Las dimensiones de este desprendimiento pueden
comprometer la seguridad del personal que se encuentre en el túnel al momento
de estas roturas, ya que el recubrimiento corresponde a la mitad del espesor del
shotcrete.
Si la malla se colocara sobre el shotcrete ya instalado, esta sería solicitada
cuando el shotcrete falle, permitiendo una distribución de la carga en todo su
manto, haciendo trabajar a mayor cantidad de material y absorbiendo más
energía. Por otro lado, esta configuración serviría para contener la caída de
planchones. Sin embargo las condiciones de borde que implica el estar anclado
por todo su contorno en el shotcrete entregan una condición más favorable que un
anclaje único en las planchuelas, lo que podría mejorarse aumentando el área de
contacto entre planchuela y malla. Por otro lado se ha observado en terreno que,
al ser impactadas por el flujo de shotcrete, el uso de mallas tipo bizcocho puede
dejar grandes espacios vacíos que quedan detrás de ella producto de una mayor
vibración y deformabilidad al momento del impacto.

 Métodos clásicos de diseño de shotcrete en minería subterránea.
Los parámetros ó consideraciones a tener en cuenta para diseñar un
revestimiento de shotcrete en una labor subterránea incluyen: espesor, resistencia
tanto temprana como final, tipo de fibra, tiempos de aplicación y el uso de otros
elementos combinados de soporte con este.
Existen diversos métodos de diseño o de selección de shotcrete para roca
o soporte de túneles y taludes de roca, basados en gran parte en reglas empíricas.
El diseño empírico se ha desarrollado sobre la actual experiencia en túneles.
También existe una amplia gama de métodos analíticos, disponibles
mediante programas basados en métodos numéricos, que permiten estructurar y
diseñar óptimamente un revestimiento de shotcrete. Estos programas han ido
mejorando su aplicabilidad en la medida que logran incorporar modelos
constitutivos más realistas, modelos tridimensionales y modelos que incorporen
las secuencias constructivas de excavación y soporte.
A continuación se revisarán algunos métodos de diseño para el shotcrete
en túneles.

II CRITERIOS GUIA DE DISEÑO DE FORTIFICACION
Metodología de Diseño aplicadas para determinar el Sistema de Fortificación.
a. Juicio del experto
b. Semi - empíricas: Basadas en aspectos geométricos de la labor, en el
comportamiento del macizo rocoso, geología y estructura de la zona, y
distribución de esfuerzos. Ejemplo: ábaco de Barton.
c. Analíticas: Basada en la implementación computacional de aspectos
geométricos de la labor, geometría y propiedades de resistencia del macizo
rocoso. Ejemplo: Unwedge.
d. Numéricas: Basada en la implementación computacional de aspectos
geométricos de la labor, geometría, propiedades de resistencia del macizo
rocoso y distribución de esfuerzos. Ejemplo: UDEC, 3DEC, Flac, Phases,
etc.

 Método semi-empirico “Abaco de Barton”
Clasificación geotécnica de macizo rocoso
El índice Q de calidad de roca (Tunnelling Quality Index), desarrollado por
Barton et al, en 1974 con modificaciones menores en 1993. El método de
clasificación de rocas de Barton se desarrolló para estimar la fortificación de
túneles en función del índice Q de calidad geotécnica, definido por:
Q = (RQD/Jn) x (Jr/Ja) x (Jw/SRF)
1.- R.Q.D: Índice de calidad de la roca.
2.- Jn: Índice de diaclasado que indica el grado de fracturación.
3.- Jr: Índice de que contempla la rugosidad, relleno y continuidad de las
discontinuidades.
4.- Ja: Índice de alteración de las discontinuidades.
5.- Jw: Coeficiente reductor por la presencia de Agua.
6.- SRF: (Stress reduction factor) Coeficiente que tiene en cuenta la influencia
del estado tensional sobre el macizo rocoso.
 El primer coeficiente (R.Q.D/Jn) representa el tamaño de los Bloques.
 El segundo coeficiente (Jr/Ja) representa la resistencia al corte entre los
bloques.
 El tercer y último coeficiente (Jw/SRF) representa el estado tensional del
macizo rocoso.
Q = Q„ x Ajustes tensionales
Q„ = (RQD/Jn) x (Jr/Ja)
Ajustes tensionales = (Jw/SRF)

1) RQD (Rock Quality Designation): Es la designación de la calidad de la
roca definida por Deere et al. (1967), que en sondaje corresponde a la suma de
los largo de los trozos mayores de 10 cm por metro de perforación.
 El cálculo del RQD del macizo rocoso en labores, se puede realizar
mediante medidas ortogonales o estimado del número de discontinuidades por
unidad de volumen Jv mediante la siguiente relación propuesto por Palmström
(1974), para macizos rocosos libres de arcilla:
RQD = 115 – 3,3 Jv (aprox.)
2) Jn: Es un coeficiente asociado al número de sets de estructuras presentes
en el macizo rocoso (Joint Set Number), que puede variar de 0,5 (macizo masivo o
con pocas estructuras) a 20 (roca totalmente disgregada o triturada). El coeficiente
Jn se calcula según la forma que se indica en la tabla siguiente, teniendo
presente en el caso de intersecciones de túneles el valor de Jn debe multiplicarse
por 3 y en el caso de portales de túneles el valor Jn debe multiplicarse por 2.

Valores del coeficiente Jn
Caso Condición Jn
A Macizos rocosos masivos, sin o con muy pocas estructuras. 0,5 a 1
B Macizo rocoso con un único set de estructuras. 2
C Macizo rocoso con un set de estructuras más estructuras aleatorias 3
D Macizo rocoso con dos sets de estructuras 4
E Macizo rocoso con dos sets de estructuras más estructuras aleatorias 6
F Macizo con tres sets de estructuras 9
G Macizo con tres sets de estructuras más estructuras aleatorias 12
H Macizo rocoso con cuatro o más sets de estructuras, con muchas estructuras
aleatorias, con bloques cúbicos etc.
15
J Macizo rocoso totalmente desintegrado, similar a un suelo granular 20

3) Jr : es un coeficiente asociado a la rugosidad de las estructuras presentes
en el macizo rocoso (Joint Roughness Number), que puede variar de 0,5
(estructuras planas y pulidas) a 5 (estructuras poco persistentes espaciadas a mas
de 3 m). Se calcula en función de la rugosidad de las estructuras más débiles. El
valor de Jr debe calcularse como se indica en la tabla siguiente:
Valores del coeficiente Jr
Caso Condición Jr
a) Hay contacto entre las paredes de las estructuras
b) Desplazamientos de corte, menores de 10 cm producen contacto entre las paredes de las
estructura
A Estructuras discontínuas o que presentan puentes de roca 4
B Estructuras ondulosas y rugosas (o irregulares) 3
C Estructuras ondulosas y lisas 2
D Estructuras onduladas y pulidas 1,5
E Estructuras planas y rugosas 1,5
F Estructuras planas y lisas 1
G Estructuras planas y pulidas 0,5
c) Los desplazamientos de corte, no producen contacto entre las paredes de las estructuras
H Estructuras con rellenos arcillosos de espesor suficiente como para impedir el
contacto entre las cajas de las estructuras
1
I Estructuras con rellenos de roca molida y/o materiales granulares de espesor
suficiente como para impedir el contacto entre las cajas e las estructuras
1

4) Ja : es un coeficiente asociado a la condición o grado de alteración de las
estructuras presentes en el macizo rocoso (Joint Alteration Number), que puede
variar de 0,75 (vetillas selladas en roca dura con rellenos resistentes y no
degradables) a 20 (estructuras con rellenos potentes de arcilla). Se calcula en
función de la alteración de las estructuras más débiles, es decir de las que estan
más favorablemete orientadas al deslizamiento. El valor de Ja se calcula de
acuerdo a la tabla siguiente:
Valores del coeficiente Ja
Caso Condición φjres Ja
a) Hay contacto entre las paredes de las estructuras
A Estructuras bien trabadas y selladas con rellenos duros,
impermeables, y que no se ablandan (e.g. cuarzo, epidota, etc.).
0,75
B Estructuras con paredes no alteradas, que solo presentan
pátinas.
25° a 35° 1
C Estructuras con paredes ligeramente alteradas. Pátinas de
materiales que no se ablandan y libres de finos: arenas, roca
molida, etc.
25°-30° 2
D Estructuras con pátinas limo arenosas, con poco contenido de
arcillas, que no se ablandan.
20°-25° 3
E Estructuras con pátinas de minerales arcillosos de baja fricción y
que se ablandan (e.g. caolinita, micas, etc.). Estructuras con
pátinas de clorita, talco yeso, grafito, etc. Estructuras con
pequeñas cantidades de arcillas expansivas (pátinas
discontinuas, de 1 a 2 mm de potencia).
8°-16° 4
b) Desplazamiento de corte menores que 10 cm producen contacto entre las paredes de las
estructuras
F Estructuras con rellenos de arena y/o roca molida, libres de
arcilla.
25°-30° 4

G Estructuras con rellenos de arcillas muy preconsolidadas, que no
se ablandan (rellenos continuos, con espesores < 5 mm).
16°-24° 6
H Estructuras con rellenos de arcillas algo a poco preconsolidadas,
que se ablandan (rellenos continuos, con espesores < 5 mm).
12°-16° 8
J Estructuras con rellenos de arcillas expansivas (e.g.
montmorillonita, rellenos continuos, con espesores < 5 mm). El
valor de Ja depende del contenido de arcillas expansivas, de la
exposición al agua, etc.
6°-12° 8 a 12
c) Los desplazamientos de corte no producen contacto entre las paredes de las estructuras
K Estructuras con rellenos de roca desintegrada o brechizada y de
arcillas muy preconsolidadas, que no se ablandan
6°-24° 6
L Estructuras con rellenos de roca desintegrada o brechizada y de
arcillas algo a poco preconsolidadas, que se ablandan
6°-24 8
M Estructuras con rellenos de roca desintegrada o brechizada y de
arcillas expansivas (e.g. montmorillonita, rellenos continuos). El
valor de Ja depende del contenido de arcillas expansivas, de la
exposición al agua, etc.
6°-24° 8 a 12
N Estructuras con rellenos de salbanda limosa o arenosa con poco
contenido de arcilla que no se ablandan
5
O Estructuras con rellenos potentes de arcillas muy
preconsolidadas, que no se ablandan.
6°-24° 10
P Estructuras con rellenos potentes de arcillas algo a poco
preconsolidadas, que se ablandan.
6°-24° 13
R Estructuras con rellenos potentes de arcillas expansivas (e.g.
montmorillonita). El valor de Ja depende del contenido de arcillas
expansivas, de la exposición al agua, etc.
6°-24° 13 a 20

5) Jw: es un coficiente asociado a la condición de agua en las estructuras
prresentes en el macizo rocoso (Joint Water Reduction Factor), que puede variar
de 0,05 (flujo notorio de agua, permanente o que no decae en el tiempo) a 1
(estructuras secas o con flujos mínimos de agua). El valor de JW se calcula de
acuerdo a la tabla siguiente.
Valores coeficiente Jw
Caso Condición Pw (MPa) Jw
A Túneles secos o con infiltraciones menores (e.g. 5 lt/min
localmente o solo en algunos sectores.
< 0,1 1
B Infiltración y presiones moderadas, que ocasionalmente causan
el lavado del relleno de las estructuras
0,1 a 0,25 0,66
C Infiltraciones y presiones importantes en roca competente con
estructuras sin relleno.
0,25 a 1,0 0,5
D Infiltración y presiones importantes que causan lavado de los
rellenos de las estructuras.
0,25 a 1,0 0,33
E Infiltraciones muy importantes o agua a presión gatillada por la
tronadura pero que decae en el tiempo.
> 1,0 0,1 a 0,2
F Infiltración excepcionalmente altas o agua a presión continúan
sin decaer en el tiempo
> 1,0 0,05 a
0,1

6) SRF: Es un coeficiente asociado al efecto de las condiciones de esfuerzo
en el macizo rocoso (Stress Reduction Factor), que puede variar de 0,05
(concentraciones importantes de esfuerzos en roca competente) a 20 (condiciones
favorables a la ocurrencia de estallidos de roca). El factor SRF se calcula de la
forma que se indica a continuación.
Valores del Coeficiente SRF
Caso Condición SRF
A a G
a) Zonas débiles intersectan la excavación subterránea, lo que
puede causar aflojamiento (loosening) del terreno cuando el
túnel sea excavado.
2,5 a 10
b) Macizos rocosos competentes con problemas de
concentración de esfuerzos
UCS/S1 TS/S1 SRF
H
Estado tensional de baja magnitud, próximo a la
superficie, fracturas abiertas.
>200 <0,01 2,5
J
Estado tensional de moderada magnitud, condición
de esfuerzos favorables
10-200 0,01-0,3 1,0
K
Estado tensional de alta magnitud, estructuras bien
trabadas (usualmente favorables para la estabilidad,
aunque puede presentar problemas en las paredes
del túnel)
5-10 0,3-0,4 0,5-2,0
L
Macizo rocoso masivo que presenta lajamientos
moderados una hora después del desarrollo de la
excavación subterránea.
3-5 0,5-0,65 5-50
M
Macizo rocoso masivo que presenta lajamientos e
incluso estallidos de roca poco después del
desarrollo de la excavación subterránea.
2-3 0,65-1 50-200
N
Macizo rocoso masivo que sufren notorios estallidos
de roca y deformaciones inmediatas después del
desarrollo de la excavación subterránea.
<2 >1 200-400

c) Macizos rocosos que fluyen plásticamente bajo altas presiones (squeezing rock).
0 El flujo plástico genera presiones moderadas. 1-5 5-10
P El flujo plástico genera presiones importantes. >5 10-20
d) Macizos rocosos expansivos (swelling rock), expansión o hinchamiento debido a reacciones
químicas causadas por el agua.
Q El hinchamiento genera presiones moderadas. 5-10
R El hinchamiento genera presiones importante. 10-15
El uso del índice Q permite calificar la calidad geotécnica de los macizos
rocosos en una escala logarítmica, que varía de 0,001 a 1000, y considera nueve
clases:
Macizos de calidad Excepcionalmente Mala (Q≤0,01)
Macizos de calidad Extremadamente Mala (0,01<Q≤0,1)
Macizos de calidad Muy Mala (0,1<Q≤1)
Macizos de calidad Mala (1<Q≤4)
Macizos de calidad Regular (4<Q≤10)
Macizos de calidad Buena (10<Q≤40)
Macizos de calidad Muy Buena (40<Q≤100)
Macizos de calidad Extremadamente Buena (100<Q≤400)
Macizos de calidad Excepcionalmente Buena (Q>400)

 Determinación de la fortificación
Para relacionar el valor del Índice Q con la fortificación requerida para
asegurar la estabilidad de un desarrollo subterráneo, Barton et al. (1974)
definieron un parámetro adicional que llamaron Dimensión Equivalente de la
Excavación De.
Este se obtiene como:
De = Diámetro o Alto (m)
ESR
Donde, ESR corresponde a la Razón de soporte (Excavation Support
Ratio), cuyo valor relaciona el uso de la excavación y el nivel de seguridad
requerido al sistema de soporte para mantener la estabilidad de la excavación. En
la Tabla siguiente se muestran los valores recomendados para ESR actualizados
por Grimstad & Barton (1993).
Valores de ESR
Caso Tipo de desarrollo subterráneo ESR
A Labores mineras temporales 2 – 5
B Labores mineras permanentes, túneles para la conducción de agua (excluyendo
túneles de presión), túneles piloto, cruzados y cabeceras de grandes
excavaciones.
1,6 – 2
C Cavernas de almacenaje, plantas de tratamiento de agua, autopistas y ferrovías
menores, túneles de acceso.
1,2 – 1,3
D Centrales eléctricas, autopistas y ferrovías mayores, recintos de defensa civil,
portales, intersecciones.
0,9 – 1,1
E Centrales nucleares, estaciones ferroviarias, recintos públicos y deportivos,
fabricas, túneles principales con cañerías de combustibles.
0,5 – 0,8

TRAMOSINFORTIFICACIÓNOALTURA(m)
ESR
0.001 0.01 0.1 1 10 100 1000
1
10
100
2
5
20
50
20
10
7
5
3
2.4
1.5
Jn Ja SRF
CLASES DE ROCA
G F DE C B A
EXCEPCIONALMENTE
MALA
EXTREMADAMENTE
MALA
MUY
MALA
MALA MEDIA MUY
BUENA
EXTREM.
BUENA
EXCEP.
BUENA
BUENA
250
mm
150
m
m
120
m
m
90
m
m
50
m
m
40
m
m
1.0 m
1.3 m
1.5 m
2.0 m
3.0 m
4.0 m
0.04 0.4 4 40 400
Espaciamiento entre pernos en áreas sin shotcrete
Espaciamiento entre pernos en áreas
con shotcrete
1.0 m
1.2 m
1.3 m
1.5 m
2.1 m
2.3 m
2.5 m
(9)
CCA
(8)
RRS
(7)
S(fr)
(6)
S(fr)
(5)
S(fr)
(4)
B+(S)
(3)
B
(2)
sb
(1)
CALIDAD DEL MACIZO ROCOSO Q = RQD X Jr X Jw
LONGITUDDEPERNOS(m)PARAESR=1
CATEGORÍAS DE FORTIFICACIÓN
1. Sin Fortificación 6. Shotcrete con Fibras, 90 - 120 mm y Pernos, S(fr) + B
2. Pernos Puntuales, sb 7. Shotcrete con Fibras, 120 150 120 mm y Pernos, S(fr) + B
3. Pernos Sistemáticos, B 8. Shotcrete con Fibras, > 150 mm con Pernos y Marcos Reforzados con Shotcrete,
4. Pernos Sistemáticos con Shotcrete, 40 - 100 mm, B+S S(fr) + RRS + B
5. Shotcrete con Fibras, 50 - 90 mm y Pernos, S(fr) + B 9. Revestimiento de Hormigón, CCA
Categorías de Soporte basadas en el Índice de Calidad Tunelera Q (después de Grimstad y Barton, 1993)
Barton entrega además información adicional referida a recomendaciones
de largo de pernos, máximo extensión del tramo sin fortificar y la presión de
soporte al techo.
El largo de los pernos puede ser estimado por la relación siguiente:
L = 2 + 0,15 B / ESR
Donde L es el largo de los pernos y B es el ancho de la labor.

La máxima extensión recomendada del tramo sin fortificar antes del próximo
disparo está dada por:
Tramo máximo sin soporte:
SS = 2 ESR Q0, 4
 Metodologías Analíticas, utilización programa UNWEDGE
Análisis geométrico “gravitacional”
N = (W * f) / B
Siendo:
N = numero de cables o pernos
W = Peso del bloque (volumen * densidad de la roca)
f = Factor de seguridad (usualmente entre 1,5 a 2.0)
B = Capacidad de carga de la unidad de soporte.

Deslizamiento
Siendo:
N = numero de cables o pernos
W = Peso del bloque (volumen * densidad de la roca)
f = Factor de seguridad (usualmente entre 1,5 a 2.0)
β = Dip de la superficie que desliza
ϕ = Angulo de fricción de la superficie que desliza
α = Angulo entre el plano normal de la superficie que desliza el cable ó perno.
c = cohesión del plano de deslizamiento.
A = Área del plano que desliza.
B = Capacidad de carga de la unidad de soporte.

 Metodología Numérica
PHASESPHASES
UDEC (Version 3.10)
LEGEND
15-Nov-00 18:36
cycle 3009
block plot
Shear Force on Structure
Type # Max. Value
cable 1 5.437E+05
displacement vectors
maximum = 2.593E-01
0 1E 0
-2.000
0.000
2.000
4.000
6.000
-4.000 -2.000 0.000 2.000 4.000
JOB TITLE : Tarea 03: MODELAMIENTO DE EXCAVACION CON DOS SET DE FRACTURAS
Itasca Consulting Group, Inc.
Minneapolis, Minnesota USA
UDECUDEC
FLACFLAC3D3D
PHASESPHASESPHASESPHASES
UDEC (Version 3.10)
LEGEND
15-Nov-00 18:36
cycle 3009
block plot
Type # Max. Value
cable 1 5.437E+05
maximum = 2.593E-01
0 1E 0
-2.000
0.000
2.000
4.000
6.000
-4.000 -2.000 0.000 2.000 4.000
UDECUDEC
UDEC (Version 3.10)
LEGEND
15-Nov-00 18:36
cycle 3009
block plot
Type # Max. Value
cable 1 5.437E+05
maximum = 2.593E-01
0 1E 0
-2.000
0.000
2.000
4.000
6.000
-4.000 -2.000 0.000 2.000 4.000
UDEC (Version 3.10)
LEGEND
15-Nov-00 18:36
cycle 3009
block plot
Type # Max. Value
cable 1 5.437E+05
maximum = 2.593E-01
0 1E 0
-2.000
0.000
2.000
4.000
6.000
-4.000 -2.000 0.000 2.000 4.000
UDECUDEC
FLACFLAC3D3DFLACFLAC3D3D

 Métodos empíricos de diseño de shotcrete.
El shotcrete requiere de cierto tiempo para alcanzar su resistencia, por lo
tanto es necesario garantizar que el tiempo de estabilidad de la roca sea mayor al
tiempo en que el shotcrete no alcanzará la resistencia requerida.
Los distintos sistemas de clasificación del macizo rocoso hacen
recomendaciones para el sistema de fortificación, en donde se puede encontrar un
rango de aplicación donde es apropiado el shotcrete.
El sistema de clasificación más aceptado como estimador del soporte de
túneles es el índice de calidad de la roca “Q” desarrollado por Barton (1974).
 Espesor del Shotcrete
El espesor requerido puede ser diferente si es para soporte temporal o
definitivo y podría basarse en una determinación cualitativa con la idea de
controlar el factor de seguridad según la importancia de los desarrollos. También
podría controlar el índice RQD o un análisis justificado de la solicitación.
Las reglas empíricas referidas al espesor del shotcrete son muy simples,
y cuentan con diversas aplicaciones en diferentes países. La simplicidad puede
ser del nivel de las que se mencionan a continuación.
• Austria: 1/40 a 1/50 del diámetro del túnel.
• Alemania 10cm para túneles sobre los 10m en diámetro.

Es importante notar que la deficiencia del uso de técnicas empíricas está en
que los criterios para definir los espesores están basados en casos históricos en
los cuales el shotcrete falla o no falla. Para los casos en que el shotcrete no falla,
la magnitud con la cual es solicitado el soporte es desconocida y el factor de
seguridad debe estar en un rango entre muy alto y cercano a la unidad. En
instancias donde el shotcrete ha fallado, la cantidad de soporte adicional que se
necesitaba es desconocido y debe estar entre un rango entre algo mínimo y
mucho.
Cecil 1970
Parámetros según calidad de la Roca (RQD)
RQD Separación de
discontinuidades
Requerimientos de soporte
60% < 30cm Máxima: aplicación múltiple de shotcrete en
arcos combinados con pernos de anclaje.
60 -80% 30cm – 1m Intermedia: espaciamiento de pernos medio
(2-5m) a denso (<2m); aplicación simple de
shotcrete; combinar pernos y una aplicación de
shotcrete.
80% > 1m Mínima: Sin soporte o espaciamiento medio (2-
5m) a amplio de pernos (>5m).
Una aplicación simple tiene un espesor de 4-6cm; una aplicación múltiple se refiere a la
repetición de esta
Aplicación en capas de igual espesor.
Tabla. Diseño empírico del shotcrete (Cecil 1970)
Albert 1965
Reglas Suecas según experiencia local
(Según fracturamiento o deterioro de la roca)
Criterio Espesor
Aplicación inicial inmediatamente después de la tronadura en
roca muy fracturada.
3 – 8cm
Se aplica si el techo falla o si se observa deterioro. 10 – 15cm
Tabla. Diseño empírico del shotcrete (Alberts 1965)
Kobler 1966, Experiencia en túneles viales largos
(según Presión sobre la labor Subterránea)
Condición Espesor
Normal 15cm de espesor
Presiones de deslizamiento Igual al anterior más 5-10cm en los muros
Tabla. Diseño empírico del shotcrete (Kobler 1966)

Heuer 1974
Soporte temporal para túneles de 4m a 6m de diámetro
(Según RQD)
Condiciones de Terreno Espesor
1. Terreno bueno: RQD generalmente > 75% Aquí los
problemas de soporte son mínimos, pero por otras
razones el túnel sin fortificación es inaceptable.
5cm de shotcrete
en arco sobre
hastíales.
2. Terreno aceptable: RQD generalmente entre 50% y
75%. La roca está más fracturada o con muchas
discontinuidades y el arco requiere definitivamente de un
soporte, pero las paredes del túnel son estables. El
terreno permite buena adherencia con el shotcrete en el
perímetro de la excavación.
7-8cm de shotcrete en
arco, colocando también bajo
hastíales.
3. Terreno malo: RQD generalmente entre 25% y 50%.
Las paredes del túnel tienden a desplazarse o no se
puede lograr buena adherencia.
8-10cm en arco.
7-8cm en muros hasta la base en
túneles herradura y
en 360º en túneles
circulares con mala
adherencia.
4. Terreno muy malo: RQD < 25%, si se presentan
problemas de soporte severos.
Hay que tratarlo como un terreno
pobre pero sumar 2 a 3cm de
shotcrete, dando 10 a 12cm en
arco. ±10cm en muros.
Tabla. Diseño empírico del shotcrete (Heuer 1974).
 Métodos analíticos de diseño shotcrete.
Existen varios métodos simplificados para el diseño de un revestimiento
de shotcrete.
Principalmente los métodos cuentan con tres consideraciones críticas, las
cuales se detallan a continuación:
 Evaluación de la solicitación: La solicitación que tendrá el revestimiento
es de vital importancia para lograr un diseño acorde al trabajo real al que será
sometido el sistema de soporte en su pleno funcionamiento.
Existen dos clases fundamentales de cargas, las estáticas y las dinámicas.
Las cargas estáticas están definidas por el mecanismo de falla del terreno y por

las sobrecargas posteriores a la construcción de este. Las cargas dinámicas
pueden provenir de un pulso de tensión o de un volumen de material que es
acelerado contra el revestimiento.
 Evaluación del estado tensional en el shotcrete: Una vez establecida la
solicitación presente en el revestimiento, es necesario definir las condiciones de
borde y resolver el problema estructural del elemento para verificar el
comportamiento interno.
De esta forma aplicando la carga y suponiendo cierta interacción del
revestimiento con el terreno, se obtiene la distribución de esfuerzos en la capa de
shotcrete. Dependiendo de la complejidad del análisis, el shotcrete puede ser
considerado como un anillo que trabaja únicamente en compresión o bien un
material tridimensional sometido a un campo de tensiones tridimensionales.
 Evaluación de la capacidad del shotcrete: Una vez conocidos los
esfuerzos dentro del shotcrete, es necesario contar con un criterio de resistencia
que indique si el revestimiento será capaz de soportar ese nivel de cargas. Este
criterio será adoptado de acorde al problema estudiado.
A continuación y a modo de ejemplificar lo anterior, se describirán algunos
métodos obtenidos en la literatura que resuelven de diferentes formas estos
problemas.
 Método simplificado de comportamiento único en compresión.
El siguiente método corresponde a un modo muy simplificado de afrontar
el problema Propuesto por Fernández-Delgado et al (1984). Este método se
desarrolló a partir de observaciones en terreno con aflojamiento de bloques
(loosening ground) y ensayos para reproducir el efecto de bloques.

La evaluación de la solicitación es por medio de la aplicación directa de la
teoría de bloques. Para esto es necesario contar con una adecuada información
geológico estructural y el correcto uso de un método de análisis como la
proyección estereográfica o el análisis vectorial (que puede ser proporcionado por
un software) para calcular el tamaño de los bloques que puedan cargar al
revestimiento.
Así, la determinación de la carga de diseño consiste fundamentalmente en
definir el volumen o el peso máximo de los bloques potencialmente inestables y la
posible contribución de las propiedades mecánicas al corte que presenten los
planos que los delimitan.
Una simplificación conservadora comúnmente aceptada es el trabajar un
problema plano en la sección del túnel en vez del problema tridimensional, usando
manteos aparentes u otros planos escogidos con un criterio adecuado.
Para este caso es de interés obtener una carga de diseño por unidad de
longitud del túnel W/L. (W= peso del bloque y L=Longitud del túnel).
Luego, el análisis estructural es simple al suponer que la capa de
shotcrete trabaja únicamente a compresión. Esto implica que no hay momentos
significativos inducidos por la carga (W). El método simplificado propuesto se
muestra en el equema Evaluación de la carga en el shotcrete. Aquí se propone
determinar una geometría equivalente para la curvatura de la sección del túnel
mediante el ángulo de curvatura (θ). Luego, suponiendo que el revestimiento
trabaja únicamente a compresión, la mayor solicitación se puede calcular como:
Ec.1

P = Carga de mayor solicitación a la compresión. (Ver esquema evaluación de la
carga en el shotcrete).
Usando como hipótesis de diseño que el revestimiento trabaja
principalmente por compresión, es necesario crear un criterio de rotura de este
tipo.
Lo anterior es muy fácil de adoptar si se cuenta con resultados de ensayos
a la compresión simple de probetas de shotcrete. Así se define:
PU = Fuerza a la que se rompe el shotcrete.
Ec.2
En donde:
- fC 28: resistencia a la compresión no confinada de la mezcla a los 28 días
- L: largo del túnel en dirección longitudinal considerado en el diseño (según
Solicitación).
- t: espesor de la capa.
Esquema. Evaluación de la carga en el shotcrete según Fernández-Delgado
PU = fC 28 * L * t

De esta forma es fácil derivar la siguiente ecuación para obtener el
espesor de la capa de shotcrete, t. igualando las ecuaciones de la fuerza de
mayor solicitación a la compresión con la fuerza a la que se rompe el shotcrete y
agregándole el coeficiente de empuje dado por la razón entre la carga axial de la
capa para la rotura y la máxima resistencia a la compresión para el área de la
sección transversal de la capa.
Ec.3
Donde:
W = el peso del bloque de roca.
fc28 = la resistencia a la compresión no confinada del shotcrete a los 28 días.
L = el largo del bloque perpendicular al plano de la Figura 4.4
Tc = el coeficiente de empuje, dado por la razón entre la carga axial de la capa
para la rotura y la máxima resistencia a la compresión para el área de la sección
transversal de la capa. En otras palabras es el inverso del Factor de seguridad a la
rotura.
Ө = Angulo de curvatura. Definido en el esquema de evaluación de la carga en el
shotcrete.
t = Espesor de la capa de shotcrete.

B
Esquema. Angulo de curvatura de geometría equivalente.
A
b = r, ө = 30º; Tc = 0.4
ө = 30º
Joint
Set 1
Joint
Set 2
W
Geometría equivalente del shotcrete
15
º
30°
ө = 30º
r
b
C
b = ½ r, ө = 15º; Tc = 0.3
Ө = 15º
W
r
bӨ = 15º
B

 Método De Interacción Terreno-Revestimiento
Este método visualiza el problema de diseño desde el punto de vista de la
interacción usando un modelo elástico u elasto - plástico para el terreno y
considerando al revestimiento como un cilindro hueco con comportamiento
elástico.
En este caso la solicitación se considera según el comportamiento global
del terreno aplicando modelos elásticos, elastoplásticos u otros que sean capaces
de interpretar las tensiones que se inducen en el terreno por la presencia de la
excavación.
La teoría de la elasticidad debe ser utilizada cuidadosamente, ya que un
material elástico no requiere de soporte. Sin embargo puede ser utilizada para
definir un radio de roca que se fractura y solicita al revestimiento.
Dentro de los modelos elásticos se pueden utilizar, para una condición de
deformaciones planas, las soluciones de Kirsch o las ecuaciones elásticas del
cilindro de pared gruesa.
Para modelar un comportamiento elastoplástico se puede utilizar un
criterio de fluencia como el de Mohr-Coulomb.
El objetivo es encontrar la curva del terreno que grafique la relación entre
el desplazamiento que sufre el terreno y la presión de contacto presente entre el
terreno y el revestimiento. En la gráfico siguiente se muestra en color magenta un
modelo elastoplástico que cumple el criterio de Mohr-Coulomb.
Es importante notar que la curva de reacción del terreno es una ficción
matemática. Considera una excavación circular en un medio infinito y sin peso con
las condiciones iniciales pi = po = cte. (ver Figura 4.5). Donde pi = presión radial

interna (presión de soporte contra la superficie de la roca); po presión externa
isotrópica en r = ∞. La curva muestra el desplazamiento de un punto (típicamente r
= ri) a medida que pi disminuye.
Gráfico. Curva de interacción entre el revestimiento y el terreno.
Figura. Hipótesis para la curva de respuesta del terreno
re
MEDIO
ELASTICO
MEDIO ELASTICO
MEDIO
PLASTICO
P0 = σV
P0 = σV
P0 = σH
ri
Pi
P0 = σH

Para la consideración del shotcrete, este método supone un
comportamiento de anillo de compresión, el cual es aplicable cuando se utiliza una
carga de presión de soporte radial uniforme en un medio elástico o elastoplástico
(Pb).
Según la teoría de la elasticidad, las tensiones en el cilindro de shotcrete,
a una distancia “r” del centro de la sección y con un valor entre “a” y “b” según
Figura del cilindro de pared gruesa, se obtienen de las siguientes expresiones:
Ec.4
Ec.5
Donde:
σr = Esfuerzo Radial
σө = Esfuerzo Tangencial.
De acuerdo a la teoría de elasticidad, la rigidez del anillo de shotcrete se
puede obtener de la siguiente ecuación:
Donde:
ur = Deformación radial.
Ec.6

Conocidos:
a: radio interior del cilindro de shotcrete
b: radio exterior del cilindro de shotcrete
Pb: presión en la interfaz roca-shotcrete (carga de presión de soporte radial
uniforme en un medio elástico o elastoplástico).
G‟: módulo de corte del shotcrete G = E/ (2*[1+ν])
ν‟: módulo de Poisson del shotcrete.
E: módulo de Young del shotcrete.
Figura. Cilindro de Pared Gruesa
Un soporte fuerte y rígido podría estar sobrecargado, mientras que uno más
débil y más dúctil es satisfactorio. También es posible que el soporte funcione bien
si se instala más adelante. La idea es optimizar el soporte, lo cual significa dejar
que el material rocoso soporte tanta carga potencial como sea posible.
Usando la misma hipótesis del método anterior de que el revestimiento
trabaja principalmente por compresión, los resultados de ensayos a la compresión
simple de probetas de shotcrete definen la tensión de resistencia a la rotura fc28.
Así se debe cumplir:
Ec.7σө < fC 28 y σr < fC 28

De esta forma, usando la deformación dada por la ecuación (6) se obtiene
la curva de comportamiento del revestimiento dependiente del espesor t=b-a. Así
se puede seleccionar el espesor del revestimiento que sea capaz de resistir las
presiones del terreno que impone la interacción.
Estas curvas entregan un marco conceptual para el diseño, que permite
tener un control durante la construcción del túnel, ya que se pueden tomar
medidas correctivas si la Instrumentación muestra que el terreno se comporta en
forma diferente a la esperada reevaluando los parámetros del terreno y
rediseñando el revestimiento. En la Figura Curva de interacción entre el
revestimiento y el terreno se muestra en color azul la curva del revestimiento de
un anillo de hormigón con t =20cm y fc28=350Kg/cm2.
Fotografía de shotcrete con fibra metalica

III ESTRUCTURA GUIA DE FORTIFICACION
La guía de diseño, busca dar respuesta a las siguientes preguntas:
¿Dónde?: ubicación de los problemas de estabilidad o puntos críticos del proceso
de extracción.
¿Por qué?: motivos de la inestabilidad.
¿Qué?: acciones que se requieren para manejar los problemas de estabilidad.
¿Cómo?: forma de implementar las acciones propuestas.
 Un procedimiento de diseño intenta:
 Identificar la demanda del macizo rocoso.
 Seleccionar el sistema de fortificación para satisfacer la demanda del
macizo.
 Especificar patrón y secuencia de instalación.
 Definiciones Básicas
Refuerzo: Es considerado como un mejoramiento del total de las propiedades en
el macizo rocoso. Por lo tanto, incluye toda técnica y dispositivos instalados en el
interior del macizo rocoso. Tales como: pernos, Cables, etc.
Soporte: Es la aplicación de una fuerza reactiva en la superficie de la excavación,
incluye técnicas y dispositivos como: relleno, marcos metálicos, muros, shotcrete,
malla, etc.
Sistema de Fortificación: Combinación de refuerzo y soporte.

 Etapas de un procedimiento de diseño:
 Identificar el mecanismo de falla.
 Estimar el área en que el soporte debe satisfacer la demanda.
 Estimar la demanda de fuerza y desplazamiento.
 Seleccionar el sistema de fortificación.
 Diseñar patrón y secuencia de instalación (memoria de cálculo).
 Especificar el diseño completo de la fortificación (plano).

 Parámetros a considerar
 Geotécnicos-geomecánicos:
 Tipo de roca
 Campo de esfuerzos
 Presencia de estructuras
 Presencia de agua.
 Operacionales:
 Función de la excavación
 Geometría (forma, tamaño y orientación)
 Método de explotación
 Técnicas de excavación
 Cercanías con otras excavaciones
 Temporalidad de la excavación
 Aspectos generales a considerar
 Tasa de fortificación requerida
 Costos asociados a los elementos de fortificación
 Tiempo requerido para el funcionamiento del soporte
 Disponibilidad
 Demanda del macizo rocoso
Caracterizar la demanda del macizo rocoso, según parámetros geotécnico-
geomecánicos y operacionales.
La demanda del macizo rocoso es generalmente variable a través del
tiempo, dificultando su cuantificación, ejemplo, cargas en zona de intersección.

 Capacidad de los elementos y sistemas de fortificación
Clasificar los sistemas de fortificación según su función, capacidad de
carga y de deformación.
 Satisfacción de la demanda
Relacionar la demanda con la capacidad de los sistemas de fortificación
adoptando un criterio de aceptabilidad (fuerza – desplazamiento, daño observado,
etc).
 Demanda del macizo rocoso
 Parámetros geotécnico-geomecánicos
 Parámetros operacionales.
ANTECEDENTES NECESARIOS PARA DESARROLLAR UN SISTEMA DE FORTIFICACIÓN ADECUADO
Antecedentes
Geológicos
Método de Explotación y Layout
Unidades Litológicas
Propiedades y Clasificación
Estructuras y Sistemas
Estructurales
Propiedades y Orientación
Panel Caving y sus
Variantes
Altura de Columna
Sectores Aledaños
Magnitud y Orientación
de Esfuerzos
Zona de Pre-Minería (Estático)
Zona de Transición (Dinámico)
Zona de Relajación (Estático)
Geometría de la
Excavación
Orientación
Forma
Tamaño
Temporalidad
METODOLOGÍA DE DISEÑO PARA DETERMINAR EL SISTEMA DE FORTIFICACIÓN
Semi - Empíricas
Criterio de Laubscher
Ábaco de Hoek
Juicio Experto Analíticas
KB – TUNNEL
UNWEDGE
Numéricas
UDEC
3DEC
FLAC 2D y 3D
PHASES 2D y 3D
Diseño del Sistema de Fortificación
Back Análisis
Antecedentes
Modelamientos Numéricos
Procedimientos de Instalación
Funciona en
Terreno
Continuar con el sistema de soporte para el sector
Documentación
SI
NO
Ubicación del Sector
Altura de Roca Primaria y
material quebrado
Interacción con otros sectores
NIVEL DE INGENIERÍA
ANTECEDENTES NECESARIOS PARA DESARROLLAR UN SISTEMA DE FORTIFICACIÓN ADECUADO
Antecedentes
Geológicos
Método de Explotación y Layout
Unidades Litológicas
Propiedades y Clasificación
Estructuras y Sistemas
Estructurales
Propiedades y Orientación
Panel Caving y sus
Variantes
Altura de Columna
Sectores Aledaños
Magnitud y Orientación
de Esfuerzos
Zona de Pre-Minería (Estático)
Zona de Transición (Dinámico)
Zona de Relajación (Estático)
Geome
Exca
Orien
Fo
Tam
Temp
METODOLOGÍA DE DISEÑO PARA DETERMINAR EL SISTEMA DE FORTIFICACIÓN
Semi - Empíricas
Criterio de Laubscher
Ábaco de Hoek
Juicio Experto Analíticas
KB – TUNNEL
UNWEDGE
Numéricas
UDEC
3DEC
FLAC 2D y 3D
PHASES 2D y 3D
Diseño del Sistema de Fortificación
Back Análisis
Antecedentes
Modelamientos Numéricos
Procedimientos de Instalación
Funciona en
Terreno
Continuar con el sistema de soporte para el sector
Documentación
SI
NO
Ubicación del Sector
Altura de Roca Primaria y
material quebrado
Interacción con otros sectores
NIVEL DE INGENIERÍA

IV METODO DE ESTIMACIÓN DEL MARTILLO MINERO
Se basa en estimar la dureza de las rocas según su comportamiento al ser
golpeada por la parte afilada del martillo, así se define en la siguiente tabla:
(a) Clases según Brown
(b) Para rocas con una resistencia en compresión uniaxial menor que 25 MPa
los resultados de carga puntual son pocos confiables.

V ACUÑADURA
Una galería al desarrollarse quedan al descubierto grietas, algunas son
preexistente otras son producto de la tronadura o de la descomposición de la roca
producto del aire o el oxigeno, cuando ha pasado un tiempo. La acción de derribar
el material que queda inestable por lo anterior se denomina acuñadura.
La herramienta básica para la acuñadura es la Barretilla de Seguridad. Es
una barretilla de material liviano (cañería de fierro o aluminio), firme y rígido; sus
extremos son de acero, uno en punta y otro en forma de paleta, su longitud
depende de la sección de la galería. Además, existen equipos especiales de
acuñadura y también jaulas especiales que se levantan y permiten al trabajador
acuñar protegido.
GLOSARIO DE TÉRMINOS
1. Acuñadura: Técnica utilizada para detectar y provocar, en forma
sistemática y controlada, la caída o desprendimiento de rocas sueltas desde los
techos y/o cajas de galerías subterráneas.
2. Barretilla o acuñador: Herramienta metálica, diseñada y confeccionada
con la combinación de tubo de aluminio y puntas aguzadas de acero en ambos
extremos, de forma y posición adecuada para golpear e incrustar en superficies
rocosas. Esta herramienta, se fabrica en diámetros y largos apropiados para el
alcance de techos y cajas. En Faena El Peñón son de longitudes de 2 y 4 metros,
con un diámetro de ¾”.
3. Techo: Es la parte superior de una labor minera.
4. Cajas: Paredes laterales de una labor minera o roca encajadora que limita
una veta.

5. Características geomecanicas: Técnica para determinar las propiedades
físicas, mecánicas y dinámicas de las rocas.
6. Crujido: Ruido característico que hace la estructura terrestre al buscar su
asentamiento natural.
7. Goteo: Lo que se percibe como caídas de rocas en tamaños pequeños y de
forma intermitente.
8. Grúas: Equipo de levante autopropulsado por motor diesel.
9. Plataforma de trabajo: Estructura metálica con barandas, sobre la cual se
ubica el personal para ejecutar trabajos en altura.
En la operación de acuñadura, se pueden presentar dos casos:
1. cuando la altura de las labores a acuñar no exceden los cuatro metros, esta
se realiza desde el mismo nivel de piso de la labor sin utilizar un equipo de levante
y haciendo siempre uso de una barretilla o acuñador de longitud adecuada que
permita alcanzar el techo de tal forma que el operario no quede expuesto en la
línea vertical de la caída de la roca acuñada.
2. Cuando los sectores que presenten sobre excavaciones o secciones con
techos que sobrepasen los cuatro metros de altura y donde el alcance de las
barretillas sea limitado, se utilizara la grúa con plataforma para acuñamiento,
realizando lo siguiente: Sobre la plataforma de trabajo es recomendable que se
ubique solo una persona, mientras el relevo se ubicará a nivel de piso detrás de
grúa prestando atención a cualquier crujido o alteración que se produzca en el
cerro.

Ejemplos de Caída de Rocas ó Planchoneo
1. Planchón de 2 toneladas producto de mala inspección y falta de acuñadura
de acuñadura. (trabajadores habían terminado de prepara la frente y abandonado
el sector hacia 20 minutos).

2. Shotcrete mal proyectado con bajo espesor y con poca presión de aire.
B) Planchón de 14 toneladas, debido a falta de inspección y fortificación, a
continuación se indica la recomendación geomecánica del sector:

C) Caída de planchón de shotcrete de aproximadamente 700 kilos, se detecto
falta de análisis en el terreno a proyectar, ya que existía agua y el tipo de roca era
toba volcánica, por lo cual se produce una falla de adherencia, en el sector se
encontraba trabajando un operador de jumbo marcando pernos, el planchón cae
aproximadamente a 1 metro del personal.
Techo de la labor con desprendimiento de
shotcrete de aproximadamente 2m x 2m x 7 cm
Pasta de roca producida por
el agua y el tipo de roca.
Zona de donde se produjo
falla de adherencia del
shotcrete producto de la
forma del techo de la labor,
poca rugosidad y condición
de la roca generada por la
presencia del agua.

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