Informe de Construcciones Mineras

Universidad de La Serena Facultad de Ingeniería Depto. Ingeniería de Minas

Cámaras de Almacenamiento Subterránea de Crudo en Stura, Noruega. Nicole Pavez Vivado Eduardo Rojas Valenzuela Cristian Gaete Ángel Federico Godoy Araya Jorge Cortés Campaña

El presente informe resume las cinco etapas en el diseño y construcción de excavaciones subterráneas aplicadas al desarrollo de un proyecto de construcción de cinco cámaras subterráneas destinadas al almacenamiento de crudo en el puerto de Stura, Noruega.

Contenido

Introducción........................................................................................................ 5 Objetivos............................................................................................................. 6 Desarrollo............................................................................................................ 7 1.

2.

3.

4.

5.

Recopilación de Datos Preliminares..............................................................7 1.1.

Ubicación Geográfica del Proyecto.........................................................8

1.2.

Criterio de Selección de las Cavernas..................................................10

1.3.

Diseño y Forma de las Cavernas..........................................................10

1.4.

Características Geológicas de Noruega................................................11

1.5.

Strandflats............................................................................................ 13

1.6.

Petrografía Noruega............................................................................. 13

1.7.

Investigaciones Geotécnicas Principales..............................................15

Estudio de Factibilidad................................................................................ 18 2.1.

Características del Proyecto: Diseño Preliminar...................................18

2.2.

Análisis de las Dimensiones de las Cavernas.......................................20

2.3.

Túneles................................................................................................. 21

2.4.

Cavernas.............................................................................................. 23

2.5.

Piques................................................................................................... 26

2.6.

Soporte de Roca................................................................................... 27

Caracterización Detallada del Sitio.............................................................28 3.1.

Estudios Geológicos.............................................................................. 28

3.2.

Estimación de los esfuerzos.................................................................32

3.3.

Ensayos de Laboratorio........................................................................34

3.4.

Caracterización Geotécnica del Sitio....................................................38

Análisis de Estabilidad................................................................................ 40 4.1.

Inestabilidad controlada por las discontinuidades................................40

4.2.

Estabilidad controlada por los esfuerzos inducidos..............................42

Diseño Final y Construcción........................................................................53 5.1.

Rampa de Acceso................................................................................. 53

5.2.

Secuencia de Avance de las Cavernas de Almacenamiento.................53

5.3.

Caso de las Cavernas........................................................................... 54

5.4.

Desarrollo Fase 0 (sección Corona de la Caverna)................................55

5.5.

Diagrama de Disparo............................................................................60

5.6.

Selección de equipos............................................................................61

5.7.

Carta Gantt........................................................................................... 67 2

Conclusión y Recomendaciones........................................................................68 Bibliografía........................................................................................................ 70

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Introducción Noruega es un país del norte de Europa, situado en la península escandinava que comparte con Suecia y Finlandia. Es un país con paisajes rugosos y montañosos, y que tiene la característica de poseer un gran número de glaciares. Posee más de 20000 Km de costa, que se ve conformada por una multitud extraordinaria de fiordos e islas, en conjunto a cuencas y estructuras rocosas reconocidas como “strandflat”. En relación a su clima es establecido como templado, aunque se encuentra prácticamente inmerso en el polo norte, no es considerado un país con condiciones climáticas extremas. Las condiciones geológicas de Noruega han llevado a la idea de generar grandes extensiones de túneles para el transporte no sólo de la población, sino para el movimiento de elementos como agua, hidrocarburos y energía. Una característica relevante es que este proceso de desarrollo subterráneo se ha desenvuelto en conjunto con el avance tecnológico, lo que ha permitido su constante mejoramiento técnico y conceptual, además de los avances en ahorro de costos y seguridad. En función a los proyectos subterráneos en Noruega, se considera que es un país sin límites para esta idea, ya que en los últimos 40 a 50 años, el concepto de construcción de túneles, cavernas de almacenamiento, utilización de suelo costero, entre otros propósitos ha sido todo un éxito. Todo esto analizando los influencias sobre el medio ambiente y los requerimientos gubernamentales de diseño. En base al diseño, en Noruega la eminente idea de construir cavernas subterráneas de almacenamiento de hidrocarburos es todo un concepto desde hace años, donde las cavernas están conectadas a terminales de gas y petróleo y a las plantas o plataformas de procesamiento. La industria de túneles y cavernas subterráneas establece robustas y efectivas técnicas las cuales son aplicadas en este concepto de almacenamiento subterráneo. Se debe describir que la geología noruega entrega variantes petrográficas como rocas ígneas y metamórficas como granitos, dioritas, basaltos, gneiss, esquistos y cuarcitas, de caracterización general como rocas duras, pero de diferente edad geológica, cuya edad predominante es la era precámbrica y paleozoica, lo que explica que la mayoría de ellas ha experimentado diversos periodos de glaciación, erosión y fallamiento, lo que ha generado que sean rocas con numerosas fallas, zonas de cizalla y esfuerzos in situ importantes. Es por ello que cualquier zona noruega a desarrollar un proyecto subterráneo posee desafíos importantes de análisis constante y procurar que las condiciones del terreno se mantengan en su mejor forma. 5

Tomando en cuenta, las características iniciales y conceptuales del terreno, en este informe se presentarán el análisis, caracterización y construcción de un proyecto subterráneo que contempla el almacenamiento de hidrocarburos, como petróleo, y alternamente agua, para un posterior transporte. Todo esto ubicado en una zona geográfica costera en la parte suroeste de Noruega.

Objetivos Objetivo General Realizar un proyecto subterráneo asociado a la construcción de cavernas de almacenamiento de hidrocarburos bajo un terminal en Noruega, para ello se debe considerar los parámetros más relevantes que de una u otra forma influyen en el proceso de construcción y posterior funcionamiento de dichas estructuras. Una vez efectuado éste proceso se debe dar a conocer las conclusiones pertinentes al proyecto y considerar las posibles soluciones en aquellos casos que puedan surgir problemas, además de establecer los posibles beneficios que otorgaría la construcción de dichas cavernas para aplicarlos en los diversos aspectos mineros.

Objetivos Específicos -

-

-

Indicar las condiciones geográficas y geológicas actuales de Noruega. Analizar el proyecto a través de diversos aspectos que influyen en la construcción de cavernas subterráneas, como los estudios preliminares, estudios de factibilidad y otros, que son necesarios para una buena definición del proyecto. Elaborar un bosquejo de construcción para una labor subterránea segura para el almacenamiento de hidrocarburos. Utilizar diferentes softwares con el propósito de realizar un análisis de los parámetros más importantes y relevantes en la excavación (softwares tales como Phase, Unwedge, Dips, JK Simblast.) Reconocer las zonas de mayor inestabilidad, con la idea de generar un concepto efectivo de reforzamiento de la estructura y lograr su estabilidad. Estudiar una forma de perforación y tronadura eficaz que ayude a generar una buena construcción, y un buen sostenimiento durante su utilización. Monitorear el proyecto en cada una de sus etapas, más aún luego de finalizado el proyecto. Establecer conclusiones respecto al proyecto efectuado, análisis de los posibles problemas durante el transcurso de la excavación y cuáles serían las soluciones para enfrentarlos.

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Desarrollo 1. Recopilación de Datos Preliminares Para cualquier tipo de proyecto subterráneo, las investigaciones preliminares de calidad adaptadas a las condiciones geológicas y las características del proyecto son cruciales. Si las investigaciones son insuficientes o inadecuadas, inesperadas o en el peor de los casos incontrolables, provocará que las condiciones subterráneas sean enfrentadas de manera diferente y con un costo innecesario, que se observará en resultado final del proyecto. Las investigaciones preliminares son muy importantes para evaluar la factibilidad del proyecto y para planificar y diseñar. Entre muchas razones positivas para focalizar las investigaciones preliminares, se enfatiza que en los siguientes factores: -

Las investigaciones preliminares dan la entrada para analizar la estabilidad y estimar los requerimientos de soporte de la roca.

-

Proporcionan una entrada para evaluar métodos de túneles alternativos y seleccionar las herramientas o equipos para la excavación y el soporte de la roca.

-

Proporcionan una base para predecir el rendimiento y las capacidades.

-

Proporcionan una base para estimar costos y tiempo.

-

Son importantes para evaluar potenciales impactos ambientales.

-

Entregan una base para preparar propuestas.

Si las investigaciones preliminares son insuficientes o muy baja calidad, los reportes y propuestas no reflejaran una imagen correcta de las actuales condiciones geológicas. Un gran énfasis en la investigación es muy importante para todos los aspectos del proyecto. El macizo rocoso como material es de muchas formas complejo y bastante diferente desde la visión de otros materiales de construcción tales como acero y concreto. El macizo rocoso no es homogéneo y en muchos casos anisotrópico, contiene estructuras complejas tales como foliación y fallas, y otros factores como esfuerzos de la roca y agua subterránea que son también influencias fuertes en las condiciones del macizo rocoso. Además, el proyecto planificado está localizado subterráneamente, mientras que las investigaciones preliminares principalmente tienen que ser realizadas en superficie. Esto significa que la interpretación es un requerimiento para estimar las condiciones en el nivel del proyecto subterráneo a desarrollar. La estimación de las condiciones del macizo

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rocoso se basan en las pre-investigaciones que son a menudo una difícil tarea, y la experiencia es muy importante para un buen resultado. Los factores de ingeniería geológica que deben ser investigados para un proyecto subterráneo planificado son principalmente: -

Suelo, particularmente para áreas y secciones de potencialmente insuficiente cubierta de roca. Roca base, con particular énfasis el tipo de roca de los contornos y el carácter mecánico. Fractura de los tipos de rocas. Zonas de falla o debilidad. Condiciones de agua subterránea. Condiciones de esfuerzos. Propiedades mecánicas de las rocas y materiales potenciales a excavar.

1.1.

Ubicación Geográfica del Proyecto

El proyecto subterráneo a realizar se va a localizar en la línea costera suroeste de Noruega, en una plataforma rocosa reconocida geológicamente como “Strandflat”, que esta anexo a una isla en el área regional noruega de la municipalidad de Øygarden, en County Hordaland. Este proyecto constituye parte del terminal noruego de Sture, que es un puerto de embarque de petróleo. El proyecto subterráneo indica la construcción de cinco cavernas sin reforzamiento para el almacenamiento de petróleo, gas o derivado, que es conducido a través de una red de tuberías subterráneas y marinas, pertenecientes al Sistema de Transporte Oseberg (OTS) y Tuberías de Petróleo Grane (GOP), que desde las plataformas de extracción ubicadas en el mar del norte y centros de refinamiento, transportan estos hidrocarburos. Estas cavernas se ubicarían en un nivel subterráneo bajo el nivel del mar, y cuyas coordenadas centrales de la locación son: -

Latitud: N 60°37'9.93" Longitud: E 4°51'7.34" Cota: 30 metros bajo el nivel del mar.

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Figura 1. Ubicación del Terminal Sture en Noruega

Figura 2. Vista Satelital del Área de Locación de las Cavernas

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Estas coordenadas son el punto central del área en estudio para el proyecto, que tiene un perímetro de 4,065 km y que constituye un área total aproximada de 812057 m², esta área cubre las zonas superficiales del proyecto en estudio. En base a estudios geológicos de características generales por estudios y análisis previos de la geología local noruega, se describe que la zona está dominada por rocas metamórficas precámbricas del tipo gneiss, que cubren toda la zona, y se establece que tienen una condición de las fisuras en la roca es de moderado a medio. Existen zonas de erosión marinas y glaciar y se reconoce que la roca es dura como para la realización de la labor, para ello se tendrá que realizar un estudio de factibilidad, que posteriormente se describirá la clasificación del macizo rocoso.

1.2.

Criterio de Selección de las Cavernas

Las razones para determinar la locación, tanto del terminal como de las cavernas de almacenamiento, se basaron en una evaluación cuidadosa de varias alternativas y considerando la optimización de los siguientes factores tenía que hacerse antes de la selección ubicación: -

La distancia cercana al campo petrolero de Oserberg, para minimizar la longitud del gasoducto. Condiciones para aproximar las tuberías a la costa, a través de un túnel submarino. Posibilidades para la construcción de muelle para petroleros de hasta 300.000 toneladas de peso muerto. La geología del lugar, de las condiciones adecuadas para las cavernas de almacenamiento. Campos extensos de tierras aptas para la ubicación del terminal. Posibilidades de expansión de la terminal, más cavernas, muelles adicionales, etc.

El objetivo principal de la terminal es actuar como una instalación de almacenamiento tampón de petróleo crudo estabilizado desde la plataforma de Oseberg. No hay instalaciones de proceso establecidos en la terminal.

1.3.

Diseño y Forma de las Cavernas

Como planificación general, se estima que las cavernas deben cubrir un volumen total de un millón de metros cúbicos, lo que se describe en cuatro cavernas que contendrán 60.000 metros cúbicos cada una, de un compuesto de hidrocarburo reconocido como LPG (Liquefied Petroleum Gases), y la quinta caverna contendrá un volumen de 200.000 metros cúbicos de agua de lastre para los buques de transporte. La forma geometría se establece que las medidas de cada caverna son: 314 metros de largo, 33 metros de ancho y 19 metros de ancho.

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Figura 3. Dimensiones diseñadas para las cavernas

Se determina que el proceso de construcción de las cavernas, posee una etapa inicial estimada que es la construcción de un túnel de acceso de doble vía, para que flujo de equipos y personal.

1.4.

Características Geológicas de Noruega

Noruega es un país nórdico que posee una configuración geológica actual que difícilmente haya existido millones de años atrás; ya que la base geológica visible de Noruega fue formada durante la era más prolongada y primitiva, conocida como Precámbrico. La era subsiguiente, el Paleozoico fue más activa, y durante algunos periodos fue envuelta por vida animal y vegetativa, que invadieron las extensiones de tierra compuestas por roca desnuda y gravas. En Noruega, un cinturón montañoso masivo fue formado, y lo más probable que alcanzó alturas de al menos tan altas como Los Himalayas, pero esto fue eventualmente desgastado por la erosión y los esfuerzos geológicos internos. En las eras Pérmico y Carbonífero, a finales del Paleozoico, Noruega estaba localizada cerca del Ecuador, y los paisajes estaban caracterizados por selvas tropicales y climas desérticos. Hoy, un cuarto de la población noruega habita un paisaje formado por volcanismo pérmico y fracturas de la corteza terrestre. Las rocas más jóvenes recuerdan la historia del Mesozoico, son encontradas casi exclusivamente en la plataforma continental. Las rocas del Triásico, Jurásico y Cretácico se encontraban en el centro de Noruega, pero han sido completamente removidas por erosión, y son encontradas solamente en determinadas localidades. En el Mesozoico, también, se produjo la formación del petróleo y el gas, que representa el más importante recurso natural de Noruega. Las rocas más jóvenes de todas, pertenecen al Terciario y Cuaternario. Las formas terrestres de Noruega actuales fueron formadas por los glaciares durante el Cuaternario. Los glaciares excavaron valles y fiordos, dando pisos y paredes 11

redondeados, y secciones en forma de U o cruz. A diferencia de los ríos, los glaciares pueden erosionar bajo el nivel del mar debido a su peso, como es el caso en la profundidad de las depresiones de fiordos y los canales noruegos en el mar del norte. Los glaciales en las montañas labraron las formas de las diferentes cumbres. Estos también dejaron pequeñas formas de erosión en las rocas suavemente pulidas con estrías de hielo, choques por fricción y otras marcas abrasivas. Marcas realizados por icebergs que pueden ser observadas en la plataforma continental igualmente. De forma paralela, las olas en el mar causan erosión costera donde atacan la tierra y con fuerza, particularmente durante tormentas y huracanes. El océano atlántico ha bañado las costas noruegas por millones de años, creando pronunciados acantilados. Los “strandflat” a los largo de la costa oeste noruega forma un borde de tierra bajo tanto en tierra firme como en la costa, islas y pequeñas islas rocosas formadas por la erosión costera durante millones de años.

Figura 4. Geología Noruega

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1.5.

Strandflats

Son grandes áreas planas y tumbadas que están presentes a lo largo de la costa noruega y que también están alrededor de los bordes de numerosas islas. Estas áreas están extendidas por 50 a 100 m bajo o sobre el presente nivel del mar. El origen y desarrollo de estas áreas ha atraído la atención de muchos geólogos y naturalistas durante años. El explorador polar, Fridtjof Nansen, presentó teorías sobre el origen de las strandflat, muchas de sus ideas son aún relevantes. Los factores más importantes contribuidos a la formación de las strandflat son: -

Un relativamente estable nivel del mar por un largo periodo, por ejemplo una no significante elevación de la tierra. Un clima frio con fuerte congelamiento a toda la línea costera. Glaciares en montañas cercanas a la costa y sobre las islas. Abrasión marina provocada por las olas.

1.6.

Petrografía Noruega

La petrografía noruega destaca por encontrar en su escudo continental rocas metamórficas tales como filita, esquisto micáceo, de clorita y anfíbola, mármol, cuarcita y gneiss, formadas por metamorfismo regional, son entre los tipos de rocas más comunes en la tierra firme de noruega. La Filita es una roca de limolita o esquisto ligeramente metamorfoseado, el esquisto micáceo es una roca metamorfoseada bajo profundidades aún mayores y temperaturas más altas que la filita. El esquisto micáceo a menudo tiene cristales de granate y estaurolita. Los esquistos verdes de anfíbola y clorita son rocas basálticas metamorfoseadas y sus colores derivan de los minerales verdes como clorita, anfíbola o epidota. El mármol es una roca metamorfoseada de limonita y la cuarcita es una roca metamorfoseada muy dura derivada de las areniscas cuarcíferas. El gneiss es la tipo roca más común en las tierras noruegas. Formada a muchos kilómetros bajo la corteza, y numerosas variedades con formas de diversa clasificación. Se forma desde rocas ígneas y sedimentarias, y su composición usualmente tiende a parecerse a la de un granito. El gneiss es caracterizado por tener cristales largos de feldespato, y es a menudo encontrado acompañado con anfibolita, una roca oscura que podría ser metamorfoseada desde basaltos o doleritas. Todas estas rocas metamórficas son típicas y pueden encontrarse en la base de rocas noruegas precámbricas y la cadena montañosa noruega Caledonia.

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Figura 5. Roca Metamórfica: Gneiss

Figura 6. Geología de la Zona de Stura.

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1.7.

Investigaciones Geotécnicas Principales

Estudios Preliminares con Sondajes En conjunto a las evaluaciones preliminares, se realizó la extracción de muestras de sondaje en el área en estudio, para analizar las discontinuidades, las unidades geológicas posibles y los niveles de agua presente, indicando así la presencia de agua subterránea, entre otros puntos objetivos, es así como se eligieron cinco puntos para la toma de muestras, para ello se estimó una relación de distancias lo más equidistante posible y que cubra las zonas de locación de las cavernas, para ello se consideró lo siguiente:

Figura 7. Vista Satelital de los sondajes en el área

Sondajes

STN-1001 STN-1002 STN-1003 STN-1004 STN-1005

Coordenadas Collar Este 273042 273142 272106 273054 273197

Norte 6727411 6727639 6727177 6728032 6727421

Azimut Cota 29 26 20 28 27

Tabla 1. Ubicación de los Sondajes en la Locación

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Inclinació n

Largo (metros)

90° 270° 90° 270° 270°

-70° -70° -70° -70° -70°

50 50 50 50 50

Los sondajes entregan la información que existe un nivel freático inminente, coincidente al nivel del mar. No existe un régimen de fallas en el área en estudio, además la zona se caracteriza por poseer familias de discontinuidades, en los estudios se establecen tres set de discontinuidades de los cuales, se analiza más adelante. Además este método puede ser un factor importante y valido para analizar resultados de mapeo en terreno, y es a menudo combinado con investigaciones geofísicas. Para poder determinar la permeabilidad de la roca, es necesario realizar distintos ensayos para poder estimar una aproximación de las infiltraciones que ocurren en el interior de la caverna. En este caso utilizaremos los ensayos de Lugeon, este es un ensayo que se hace en el campo para estimar la permeabilidad del suelo. Se aplica principalmente en rocas fracturadas. Consiste en medir el volumen de agua "V" que se consigue inyectar en el suelo durante un tiempo determinado "t", en otras palabras se mide el caudal Q=V/T, en un tramo de una longitud determinada "L", a una presión constante Ht.

Luego de establecidos los parámetros a medir obtenemos el valor de “k” que corresponde al coeficiente de permeabilidad.

Para estimar si la roca es permeable o no realizamos 5 ensayos en los que la variable correspondía a las distintas presiones en las que es inyectada el agua, la máxima presión es de 0.7 mpa. O 71.38 mca, esta va a ser la máxima presión antes de que la roca ceda y falle debido al esfuerzo al que se encuentra sometida. Los ensayos consisten en reducir la presión a la mitad y luego volver a aumentarla a su máximo para luego volver a reducirla. 16

Los demás valores son constantes y en este caso son un caudal de 1.25 m 3/min, una profundidad de 45 mts., una longitud analizada de 5 mts y el diámetro de perforación de 54mm. N° de ensayo Presión

Ensayo Ensayo Ensayo Ensayo Ensayo 1 2 3 4 5 35,69 53,535 71,38 53,535 35,69 -1,3E-8,5E-6,4E-8,5E-1,3Ek 05 06 06 06 05 De acuerdo a los resultados obtenidos den los ensayos podemos determinar que las infiltraciones que ocurren dentro de la labor son baja a media.

El coeficiente k se puede decir que es una medida de velocidad, pero no corresponde a la velocidad del flujo. Mapeo del Terreno El mapeo del terreno es una parte muy importante en el proceso de investigación para la futura construcción del proyecto, está basado en el uso de herramientas simples como un compás geológico, martillo geológico, GPS y un libro de notas. La planificación del mapeo de terreno está basado en los resultados de los documentos en estudio, y en el mapeo particular, con los siguientes factores: -

Distribución y características mecánicas de los tipos de roca respectiva. Suelo y clima, si es relevante Orientación de las diaclasas, espaciamiento, continuidad y carácter. Zonas de debilidad, con atención especial a zonas que han sido identificado en fotos aéreas.

Fotografías Aéreas En las regiones las cuales han sido afectadas por glaciación, como la Península de Escandinavia, donde esta inverso Noruega, fotografías aéreas son particularmente útiles para identificar fallas y zonas de debilidad. Porque el suelo es en muchos casos son muy delgados o no existen y tales zonas han sido erosionadas por glaciares e inundaciones, ellas son a menudo fácilmente detectado en una fotografía aérea.

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2. Estudio de Factibilidad La etapa inicial de las investigaciones preliminares esta normalmente basada en el estudio de los conceptos del proyecto diseñado. El objetivo es para estudiar la factibilidad del proyecto planificado, o evaluar y reducir el número de alternativas basada en la información de ingeniería geológica disponible. Esto es en muchos casos muy desafiante por lo que decisiones importantes tienen que ser tomadas, a menudo basadas en información limitada. La experiencia desde proyectos y/o sitios similares es muy valorable para la constitución del proyecto. En las primeras etapas, estudios documentados de la información geológica, tales como reportes, mapas geológicos, mapas topográficos y fotos aéreas son llevados a cabo. Estudios de observación en terreno son puntos clave para analizar la actual área en investigación. Muestras de roca para test de clasificación simple son a menudo realizadas. En un reporte de factibilidad, toda la información recolectada es presentada y las diferentes alternativas discutidas. Planos y estimación de costos para más investigaciones son presentados, y algunos necesitan mapas suplementarios. En esta etapa, una decisión importante tiene que ser hecha como para ser o no seguida con más investigaciones costosas.

2.1.

Características del Proyecto: Diseño Preliminar

El objetivo central del proyecto es la construcción de cinco cavernas subterráneas para el almacenamiento de hidrocarburos, estas se localizan bajo un terminal desde donde salen transportados estos compuestos orgánicos. Se establece que en términos geológicos es una zona de rocas metamórficas precámbricas con fracturas de nivel moderado a medio y además que las cavernas serán construidas en condiciones a favor de la foliación y las fisuras de la zona, esto para ayudar en la estabilidad de las cavernas, ya que el objetivo es que no posean reforzamiento o que contengan el mínimo posible. Las dimensiones a nivel general se describen en: Ancho: 19 m, Largo: 314 m y alto: 19 m. Esto constituido para cada caverna y, en forma general, las cavernas deben completar un volumen total de un millón de metros cúbicos para almacenar. Las dimensiones de las cavernas y la locación fueron tomadas en función a la extensión del terminal y a las posibles cavernas de almacenamiento adicionales a construirse en el futuro. En el proceso de estudio preliminar se realizaron perforaciones de sondajes, cuyo propósito fue obtener información acerca del nivel de agua subterránea. Con ello se estima un dato importante para generar un sistema de control del agua subterránea. La

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orientación de los sondajes fue realizado en relación a cortar la mayor cantidad de diaclasas y/o fisuras posibles. El sistema de control de agua subterráneo de las cavernas es controlado desde la superficie. La ventaja es el número ilimitado de puntos de acceso posibles para perforar. Un sistema de tuberías entre las perforaciones debe ser instalada. Una vez construidas las cavernas se debe llevar registro y observación del nivel de agua subterránea, con una frecuencia razonable de una vez al mes. Se considera para el análisis de factibilidad un pre-diseño de la construcción indicando las características generales de los procesos a realizar, considerando la información obtenida y analizada, además estudiar concepto como el uso de tecnología, personal e ideas generales involucradas. En base a al desarrollo del proyecto subterráneo se realizará en una serie de etapas, que principalmente se constituyen en: a. Inicialmente se construirá el túnel de acceso principal que constituye una rampa de doble vía que conectara la superficie con las rampas de transporte y además las rampas de baqueo en la construcción de las cavernas. Este hecho establece la fase inicial que será realizada con una pendiente de 16%, lo que establece la utilización de un equipo Boomer. Frente a este hecho, a medida que el túnel de acceso avance se analizara el concepto de soporte necesario, en conjunto con la construcción de una pieza para la instalación de los equipos de ventilación para el avance del desarrollo. b. Una vez elaborado el túnel de acceso principal, se define la construcción de las rampas de acceso hacia la ubicación de las cavernas, estas son de una vía y conectaran la zona de banqueo en el área de explotación. c. En base al avance establecido, se comienza con el desarrollo de explotación de las cavernas, estas serán desarrolladas por método de banqueo, donde en una primera fase de construcción se explotará el área de la corona, en forma de arco de aproximadamente 5 metros de altura, estas serán explotadas de manera horizontal, los equipos utilizados s un jumbo frontal, scoop y camiones para el retiro de material. d. En el proceso de construcción, se comenzara la elaboración de rampas de acceso para los siguientes niveles de banqueo donde la modalidad de extracción es similar utilizando jumbos frontales, scoop y camiones para la extracción de material. Los bancos inferiores a la corona son 4 equivalentes a una medida de 7 metros aproximadamente. Este proceso de extracción lleva consigo un proceso de acuñadura para el desprendimiento de posibles cuñas y un sistema de soporte activo, en preferencia de anclaje, con una cubierta de shotcrete, en caso de ser requerido. Las cavernas poseen un largo de 314 metros.

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e. Una vez finalizada la fase de construcción de las cavernas, se debe construir un pozo de 15 metros de largo para la instalación de la bomba en cada caverna, este debe ir ubicado en el extremo inferior y debe ser una extensión de las paredes de las mismas cavernas. Este pozo se considera debe ser realizado en tres etapas, y el proceso de explotación es como un pique, como movimiento de material y equipos de forma vertical.

2.2.

Análisis de las Dimensiones de las Cavernas

Para la construcción de las cavernas de almacenamiento de petróleo, se determinaron las dimensiones en función de las cantidades esperadas y costos de: -

Soporte de roca Grouteado del macizo rocoso Excavación de la roca Costo capitalizado para bombear o extraer el producto.

El costo total más bajo para la facilidad de almacenamiento fue calculado para un ancho de caverna en el rango de 18 a 20 metros y una caverna con una altura en el rango de 32 a 34 metros. Las dimensiones seleccionadas fueron como se mencionó anteriormente de 19 y 33 metros respectivamente. Este concepto se puede observar en la siguiente gráfica:

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Figura 8. Gráfica de Costos vs Ancho

En el gráfico se observan los costos de extracción por metro cubico, con diferentes dimensiones de ancho, y esto involucrando los costos a invertir en soporte en función al mismo rango de anchos posibles. Cada una de las cavernas tiene 314 metros de longitud. En uno de los extremos de la caverna se debe excavar un pozo de 15 metros de profundidad para la bomba de extracción. El pozo en cada caverna debe ser construido como una extensión hacia abajo en el extremo inferior de la pared, lo cual da una altura de 48 metros, lo que genera altas tensiones en el macizo rocoso.

Figura 9. Estimación del pozo de la bomba

En términos generales, se consideró que el tamaño de los pozos debería fluctuar en el rango de 10 a 15 metros en las cavernas para así recudir el tamaño del extremo inferior de una de las paredes de la caverna. Bajo este concepto, se habría reducido la complejidad y la extensión de los soportes de roca que se tengan que utilizar, aunque en el proceso se observara los cambios producidos por la roca. La carencia de cubierta rocosa fue un impedimento para mantener la locación del pozo de la bomba y la extensión de la caverna entre 10 a 15 metros en longitud.

2.3.

Túneles

Se establece inicialmente que el túnel de acceso debe ser construido desde la superficie con una pendiente de 14% hasta la zona de construcción de las cavernas, se constituye que el túnel debe tener un ancho de 10 metros por el hecho que debe permitir el tráfico por doble vía, tanto de personal como materiales y equipos. En cuanto a la Además se considera que el largo del túnel debe ser de 647 metros desde superficie hasta la primera zona de contacto con la primera caverna. La ubicación del túnel de acceso en superficie es: 21

-

Latitud: N 60°36'55.36" Longitud: E 4°51'12.90"

Entrada Túnel de

Figura 10. Lugar de entrada del túnel

Se debe considerar que las medidas establecidas para el ancho de los túneles son consideradas de igual forma para los túneles de transporte entre las cavernas. Además se establece que en el túnel de entrada se debe construir una pieza de 3 metros de largo para la instalación de los equipos de ventilación y los ductos de ventilación que entregaran el caudal efectivo necesario para llevar acabo al operación en las condiciones adecuadas. En base a los túneles para la construcción de la caverna, se considera que deben ser túneles de baqueo pero de 1,5 metros de ancho, ya que deben ser par aun tráfico de una vía. El concepto de construcción de las cavernas se entregara en el siguiente punto. 22

Figura 11. Vista lateral del túnel de acceso y las cavernas

Figura 12. Vista de planta del túnel de acceso y las cavernas

2.4.

Cavernas

Para la construcción de las cavernas se consideró que su ubicación es bajo el nivel del mar, en base al análisis de las condiciones del nivel de agua subterránea del lugar, además de consideraciones de locación. Las cavernas deben ser excavadas a través de la metodología de bancos, con una corona y 4 bancos. Los dos bancos superiores deben ser perforados y tronados usando jumbos 23

tradicionales. El banco inferior debe ser perforado y tronado con jumbos de perforación vertical.

Figura 13. Vista Frontal de los Bancos

Figura 14. Medidas de los Bancos

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Figura 15. Vista inicial de la explotación de los bancos

En base al número de bancos y la altura de las cavernas se estableció que el número idóneo de bancos era 4, esto en función de los costos, y esto se analizó en la siguiente gráfica:

Figura 16. Análisis de costos en función al número de bancos

El pozo de la bomba debe tener una sección cruzada horizontal de aproximadamente 100 metros cuadrados. Debido a la profundidad de 15 metros, debe ser excavado en 3 etapas. La excavación debe ser realizada utilizando una rampa. Todos los equipos y el material excavado deben ser sacados a superficie.

25

Figura 17. Vista Frontal de la caverna con Pozo de la bomba

En el desarrollo de las cavernas, las filtraciones de agua están permitidas, lo que establece que en el sistema exista agua de forma permanente debido que colabora a las que no existan fugas de petróleo y gases en el sistema, para ello se estima la instalación de una bomba que permita el flujo de agua en el sistema, y como los sondajes establecidos indicaron que el nivel freático cubre las cavernas, este se mantiene con una serie de sistemas de tuberías y piques para control del mismo.

2.5.

Piques

Por condiciones generales se establece que deben construir en cada caverna una cantidad de 9 piques, ahora bien, la tolerancia para los piques es estricta; en todos los equipamientos de los piques como bombas e instrumentación debería ser libre colgante desde las cubiertas superiores justo sobre el nivel de terreno. Los piques deben tener una longitud de 35 a 68 metros y con posibles desviaciones de hasta 300 mm. En los piques verticales sobre el pozo de la bomba, se debe instalar una manga de acero, esta debe tener un diámetro máximo de 1550 mm y una longitud de 36 metros En el centro de cada caverna se debe construir un pique para propósitos de inspección. Las inspecciones tienen dos propósitos: -

Inspección general del agua presionada de conexiones concretas. Acceder para revelar una conexión de testeo desde una caverna.

26

Figura 18. Construcción de los piques de observación nivel agua subterránea

Figura 19. Vista longitudinal de los piques de inspección

2.6.

Soporte de Roca

Las cavernas deben ser sistemáticamente soportadas en el techo y el pozo de la bomba en áreas por shotcrete y pernos. El soporte de roca adicional debe ser adherido cuando sea requerido debido a las condiciones locales de la roca. Los pernos por usar son del tipo de anclaje mecánico y pueden ser posteriormente grouteados.

27

3. Caracterización Detallada del Sitio 3.1.

Estudios Geológicos

3.1.1.

Geología Regional

El Sistema de Arco de Bergen es el nombre dado a la serie de rocas metamórficas arqueadas que oscila alrededor de un gneis masivo justo al oeste de la ciudad de Bergen. El Arco de Bergen es un paquete de rocas plegadas de edad Proterozoico y Paleozoico Inferior, unidades que definen una estructura plegable de gran tamaño que es claramente visible desde mapas topográficos, mapas geológicos e imágenes satelitales. Las rocas, fuertemente influenciados por la deformación Caledoniana y metamorfismo, en general, muestran una foliación pronunciada o estratificación metamórfica que dictan la ubicación de valles y crestas, lo que hace que la estructura en forma de arco bastante evidente a partir de mapas topográficos e imágenes satelitales por igual. Dos de los arcos, conocidos como el Arco Menor y Mayor de Bergen, contienen un cinturón de rocas verdes de edad cámbrica superior a ordovícica, metagabros y metasedimentos interpretados como fragmentos ofioliticos desmembrados, cubierta por metasedimentos del Silúrico. El Arco menor de Bergen (en el que se encuentra la ciudad de Bergen) es más estrecho y contiene rocas más intensamente tensas que el Mayor. También contiene un mayor número de astillas en el basamento milonítico (gneiss).

28

Entre el Arco Mayor y Menor de Bergen se ubican los mantos Proterozoico Blåmanen y Lindås, este último contiene zonas de cizalla Caledoniana de composición anortítica. El cinturón Blåmanen consiste en un sócalo cristalino de Figura 1 Mapa geológico simplificado del más de 1,4 mil millones de años Complejo Arqueado de Bergen, Noruega. conformado por gneises migmatíticos, cubierta por un secuencia metasedimentaria de finales del Proterozoico (Formación Rundemanen). Conglomerados de esta unidad muestran gradientes de deformación increíbles. 3.1.2.

Geología Local

La geología de la zona de Øygarden, y de la localidad de Stura está dominada en su totalidad por el complejo gnéisico Precámbrico de Øygarden, el cual presenta moderada foliación y fracturamiento.

Figura 2 Geología Local de la localidad de Stura, Noruega. La zona en su totalidad está constituida por el basamento metafórico Precámbrico conocido como el Complejo Gnéisico de Øygarden.

29

3.1.3.

Mapeo Geológico

A fin de determinar las orientaciones de las discontinuidades 5 líneas detalles fueron realizadas en afloramientos de roca en las inmediaciones del puerto de Stura. El mapa siguiente muestra la localización de las líneas detalle llevadas a cabo.

1

4

2

3 5 Figura 3 Mapa local que muestra las zonas donde aflora el basamento cristalino y se realizaron estudio líneas detalle. Nota: La longitud de la línea detalle es solo referencial, no se encuentran a escala.

El estudio de línea detalle fue realizado en las coordenadas indicadas en la tabla siguiente. Cada una de las líneas realizadas tuvo una longitud de 20 metros y en 30

ella se registraron el rumbo y manteo de las discontinuidades, espaciamiento, largo y relleno. Línea Detalle Latitud Longitud Dirección Inclinación LD 1 60°37'42.01"N 4°50'36.20"E N10°E 11° LD 2 60°37'8.08"N 4°50'33.62"E N51°W 6° LD 3 60°36'48.76"N 4°50'56.77"E N42°E 16° LD 4 60°37'11.32"N 4°51'2.55"E N88°E 4° LD 5 60°36'41.64"N 4°51'27.42"E N18°W 12° Al representar los valores obtenido en una proyección estereográfica para cada línea detalle se identificaron 3 set de fracturas principales, los cuales fueron representados en una única red estereográfica de igual área ya que todas las líneas detalle fueron realizadas en el mismo dominio estructural. La imagen siguiente muestra la proyección estereográfica en una red Schmidt de los 3 set de fracturas principales cuya actitud, en dip/dipdirection, son 72°/328°, 75°/233° y 81°/165°.

Las propiedades de las fracturas obtenidas luego de un análisis estadístico de los datos medidos en terreno los resume la siguiente tabla. Figura 4 Proyección estereográfica de los set principales de fracturas.

31

Se t 1 2 3

Dip 72° 75° 81°

DipDirectio n 328° 233° 165°

Espaciamient o (m) 0.772 1.780 0.392

Larg o (m) 2.61 1.85 1.66

Rellen o X X X

Agu a D D D

Rugosida d (JRC) 5 7 4

Adicionalmente se estimó que el GSI (Geological Strength Index) es de 70 puntos y con un martillo Schmidt se estimó que la resistencia de la roca es de aproximadamente 180 MPa.

3.2.

Estimación de los esfuerzos

3.2.1. Contexto tectónico regional El campo de esfuerzos contemporáneo se ha debatido ampliamente en términos de posibles mecanismos de accionamiento por Fejerskov y Lindholm (2000). En la actualidad existe una fuerte evidencia de que el régimen de stress responsable de la sismicidad observada parece ser el resultado de diversos mecanismos de generación de stress en escalas que van tanto desde la placa de la corteza a lo local, y que el campo de esfuerzos en cualquier lugar es por tanto multifactorial (por ejemplo, Bungum et al. 1991, 2005, Byrkjeland et al. 2000, Fejerskov y Lindholm 2000, Fejerskov et al. 2000, Lindholm et al. 2000, Olesen et al. 2004).

32

Figura 5 Campo de esfuerzos in situ en Noruega.

Las mediciones in situ de los esfuerzos revelan la existencia de relativamente altas magnitudes de stress desviatorio a poca profundidad bajo tierra (Stephansson et al. 1986). El reciente descubrimiento de estructuras de alivio de tensión en las diferentes regiones de Noruega (Roberts 1991, 2000, Roberts y Myrvang 2004, Pascal et al., 2005a, b, 2006, 2010) añade soporte a esta conclusión. Aunque las desviaciones de estrés se observan a nivel local en Noruega, las direcciones de los esfuerzos principales determinada tanto por las mediciones de stress insitu y por las características de las estructuras de liberación de tensión son, en general, horizontal con dirección NW-SE a WNW-ESE (Dehls et al., 2000b, Reinecker et al. 2005, Pascal et al., 2006).

3.2.2. Estimación del estado tensional por métodos empíricos

33

El esfuerzo vertical corresponde al peso de la columna de roca sobre la excavación y está dado por la relación σ v =γz . Donde γ es el peso unitario de la roca y

z es la profundidad de la excavación. Por otra parte el esfuerzo

horizontal es estimado mediante la ecuación proporcionalidad

(

k

k =0.25+7 E 0.001+

Dónde

E

σ h =k σ v

dónde la constante de

es estimada mediante la ecuación de Sheorey (1994) 1 z

)

es el módulo de elasticidad del macizo rocoso.

Obteniendo finalmente el estado tensional para la zona de estudio de 2.25 MPa y 3.44 MPa para los esfuerzos vertical y horizontal respectivamente.

3.3.

Ensayos de Laboratorio

Con el objetivo de determinar las propiedades de la masa rocosa y las discontinuidades una serie de ensayos en laboratorio fueron llevados a cabo. Para determinar la resistencia de la roca intacta realizaron ensayos de compresión biaxial, mediante el Tilt test se determinará la resistencia de las discontinuidades.

3.3.1. Ensayos de compresión biaxial 34

En los cinco puntos de mapeo superficial se recolectaron muestras de roca intacta a fin de obtener en laboratorio 20 testigos de roca. Los testigos fueron cortados con diámetro de 53 mm y una longitud de 106 mm (relación 2:1 de los lados).

Figura 6 Fotografía de los testigos de gneiss cortados en laboratorio.

La tabla siguiente muestra los resultados obtenidos en el ensayo de compresión biaxial.

Muestra 1 2 3 4

Esfuerzo Menor (MPa) 0 0 0 0 35

Esfuerzo Mayor (MPa) 204 187 198 210

5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20

3 3 3 5 5 5 8 8 8 10 10 10 13 13 13 13

222 231 239 245 265 250 325 310 317 339 325 336 351 345 328 338

Con los valores anteriores se ajustó un criterio de fractura de Hoek and Brown para la roca intacta usando el software RocData obteniendo los siguientes parámetro: resistencia a la compresión uniaxial de 196.2 MPa y una constante de material de 29.7. La ecuación siguiente muestra el criterio de resistencia no lineal para la roca intacta:

√

σ 1=σ 3 +196.166 29.711

σ3 +1 196.166

Al ajustar un criterio de fractura para el macizo rocoso de Hoek and Brown (2002) utilizando un factor de alteración (D) igual a cero y el GSI reconocido durante el mapeo de los afloramientos rocosos de 70. La ecuación siguiente muestra el criterio obtenido:

(

σ 1=σ 3 +196.166 10.177

σ3 + 0.0357 196.166

)

0.501

36

Criterio de Fractura de Hoek and Brown 2002 para roca intacta 600 500 400

Esfuerzo Mayor MPa 300 200 100 0

0

5

10

15

20

Esfuerzo Menor MPa

37

25

30

Criterio de Fractura de Hoek and Brown 2002 para el macizo rocoso 400

300

Esfuerzo Mayor MPa 200

100

0

0

5

10

15

20

25

30

Esfuerzo Menor MPa

Además se obtienen los siguientes parámetros de las propiedades del macizo rocoso: Resistencia tensional Resistencia a la compresión Módulo de elasticidad

38

0.688 MPa 87.27 MPa 31.62

Pa

3.3.2. Densidad de la masa rocosa La densidad de la roca fue calculada utilizando las muestras recolectadas en los afloramientos estudiados, obteniéndose una densidad de la roca de 2.81 g/cm 3.

3.3.3. Resistencia de las discontinuidades La resistencia de las discontinuidades será estimada utilizando el ensayo conocido como Tilt Test. Con los valores obtenidos y el software RocData se construyó un criterio de fractura de Barton-Bandis con los siguientes parámetros: Resistencia de las paredes de las discontinuidades (JCS) igual a 106 MPa, ángulo de fricción residual de 28° y rugosidad (JRC) de 5.

( ( ) )

τ =σ n tan 5 log

106 +28 ° σn

La gráfica siguiente muestra el criterio de fractura Barton-Bandis obtenido para las discontinuidades del macizo rocoso.

Criterio de Fractura Barton-Bandis para las discontinuidades 3.0 2.5 2.0

Esfuerzo Cortante (MPa) 1.5 1.0 0.5 0.0 0.0

0.5

1.0

1.5

2.0

2.5

Esfuerzo Normal (MPa)

39

3.0

3.5

3.4.

Caracterización Geotécnica del Sitio

3.4.1. Rock Mass Rating (1989) La tabla siguiente sintetiza los datos obtenidos en terreno y en las experiencias en laboratorio a fin de obtener la primera clasificación geotécnica del sitio.

Parámetro Resistencia roca intacta RQD Espaciamiento (m) Condiciones Fractura Agua subterránea Parámetro Resistencia roca intacta RQD Espaciamiento (m) Condiciones Fractura Agua subterránea Corrección RMR Básico RMR

Set 1

Set 2 Set 3 196 MPa 100% 0.772 m 1.780 m 0.392 m Superficies algo rugosas, separación menor a 1 mm y paredes de roca dura. Ligera presión de agua. Set 1 15 puntos

74

40

Set 2 12 puntos 20 puntos 15 puntos 25 puntos 4 puntos -2 puntos 74 73

Set 3 10 puntos

71

Lo cual nos entrega una calidad del macizo rocoso bueno (Clase II). Se estima un tiempo de auto sostenimiento de 1 año para un techo de 10 m de ancho.

3.4.2. Sistema Q de Barton (1974) La tabla siguiente sintetiza los datos obtenidos en terreno y en las experiencias en laboratorio a fin de obtener la segunda clasificación geotécnica del sitio.

RQD Joint set number (3 set de fracturas) Joint roughness number (rugoso a irregular) Joint alteration number (inalterada) Water reduction number Stress reduction factor (stress medio)

100% 9 1.5 0.75 0.5 1.0

Obteniendo un Q de 11.1 con el cual se aproximaran los requerimientos de soporte para la excavación. Para nuestra excavación (19 m de ancho) tenemos una Dimensión Equivalente (De) de 11.9 m (considerando ESR = 1.6) por lo cual requiere pernos de anclaje mecánico de 2.2 m de longitud espaciado cada 2 metros sistemáticamente instalados en el techo de la excavación.

41

4. Análisis de Estabilidad 4.1.

Inestabilidad controlada por las discontinuidades

Luego del procesamiento de los datos obtenidos en las líneas detalles tomadas en terreno se determinaron 3 set de fracturas principales los cuales se muestran en la proyección estereográfica siguiente:

42

Cuña 2

Gráficamente no se observa la formación de cuñas o bloques que puedan caer por efecto de la gravedad no obstante si es probable el deslizamiento de estos. El factor de seguridad del diseño es obtenido mediante el software Unwedge. En el contorno de la excavación se forman 3 cuñas que pueden deslizar o caer generando inestabilidad. La tabla siguiente resume los valores obtenidos.

Cuña 1 2 3 4

Factor Seguridad > 10 0.67 0.67 4.79

Lugar Piso Caja Caja Techo

Peso 400 kg 40 kg 40 kg 1100 kg

Condición Estable Inestable Inestable Estable

Cuña 4

43

Cuña 3

Figura 7 Vista sección del túnel donde se muestran las tres posibles Cuña Cuña que se formar en el túnel.

Existe la

posibilidad del desprendimiento de dos cuñas distintas en las cajas de peso menor a 100 kg cuyo factor de seguridad es 0,67. Dado que son de un tamaño menor solo se recomienda acuñar las cajas.

4.2.

Estabilidad controlada por los esfuerzos inducidos

Con el software Phase2 se analizó la estabilidad controlada por los esfuerzos inducidos alrededor de las cavernas bajo tres conceptos: estabilidad de la 44

excavación en cada una de las etapas de construcción, estabilidad de los pilares de roca entre las excavaciones y finalmente la estabilidad total de la construcción subterránea.

4.2.1.

Estabilidad en cada una de las etapas de construcción

Se diseñó la construcción de las cavernas en 5 etapas, por banqueo descendente tal como lo muestra la siguiente imagen.

A continuación se inducidos sigma 1 y derecha alrededor de la de las etapas de

muestran los esfuerzos sigma 3 (izquierda y respectivamente) excavación en cada una construcción.

45 Figura 8 Vistas esfuerzo mayor (izquierda) y esfuerzo menor (derecha) alrededor de la excavación.

A medida que avanzan la construcción de la caverna y un nuevo banco es explotado se produce una significativa disminución del factor de seguridad 46

alrededor de la excavación. El factor de seguridad más bajo siempre se encuentra en el piso de la excavación sufriendo la mayor disminución a medida que se avanza en la construcción.

Figura 9 Factor de seguridad alrededor de la excavación en cada etapa de la construcción.

47

Factor de Seguridad 2 1.8 1.6

Strength Factor

1.4 1.2 1 0.8 0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

Perímetro [m] Corona

Banco 1

Banco 2

Banco 3

Banco 4

Alrededor de toda la excavación sin sostenimiento el factor de seguridad es siempre mayor a uno (Figura 4) en cada una de las etapas de la excavación, pero es inferior a nuestro factor de seguridad del proyecto de 1,4. La imagen siguiente nos muestra el factor de seguridad en el perímetro de la excavación comenzando desde la esquina inferior izquierda de la labor en sentido anti horario. Figura 10 Factor de Seguridad en cada una de las etapas del proyecto sin sostenimiento.

48

Una vez instalado el sistema de soporte, obtenido por métodos empíricos, en el techo de la excavación existe un leve aumento del factor de seguridad.

Factor de Seguridad 2 1.8 1.6

Strength Factor

1.4 1.2 1 0.8 0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

Perímetro [m] Corona

Banco 1

Banco 2

Banco 3

Banco 4

Figura 11 Factor de seguridad en cada una de las etapas de la excavación considerando un sistema de pernos de 2.2 metros de largo espaciados cada 2 metros.

No obstante una vez llenado las cavernas con petróleo, este ejercerá una presión confinante alrededor de las paredes de la excavación aumentando considerable el factor de seguridad, nótese que el factor de seguridad es mayor que 1.5 en todo el perímetro de la excavación. En el gráfico siguiente se muestra el factor de seguridad alrededor de la excavación partiendo desde la esquina inferior izquierda en sentido anti horario.

49

La figura siguiente muestra el factor de seguridad alrededor de la excavación una vez llenada la caverna.

Figura 12 Factor de seguridad caverna llena de petróleo.

Figura 13 Factor de seguridad alrededor de la excavación.

50

4.2.2.

Diseño del pilar

Para diseñar el pilar de roca entre cada excavación se utilizará la teoría del área tributaria propuesta por Coates (1966) y se analizó la respuesta del macizo rocoso ante las excavaciones. Para un factor de seguridad de 4 (óptimo para el diseño de pilares) se determinó que el ancho de la excavación debía ser de 38 m.

Diseño de Pilares 12.0

6

10.0

5

8.0

4

Esfuerzo Pilar 6.0 Esfuerzo Actuando Pilar (MPa)

3

4.0

2

2.0

1

0.0

5 15 25 35 45

FS Factor de Seguridad

0

Ancho Pilar [m]

Figura 14 Esfuerzo en el pilar y factor de seguridad para distintos ancho de pilares según Coates (1966)

Numéricamente el esfuerzo máximo en el pilar se obtuvo de 2.5 MPa, variando un 16% con respecto al esfuerzo obtenido mediante el método clásico de Coates. La figura siguiente muestra una vista de sección transversal de dos cavernas donde se aprecia la distribución del esfuerzo mayor en el pilar. Luego se observa un gráfico de la distribución de esfuerzos a lo largo de toda la sección del pilar.

51

Figura 15 Esfuerzos en los pilares.

52

4.2.3.

Análisis de estabilidad de la rampa

La rampa de acceso a las cavernas será construida con un ángulo de inclinación de 8°. El rumbo de las dos secciones del túnel es 350° y 80°. Al analizar la posibilidad de formación de cuñas se observaron las siguientes situaciones. Para la sección de rampa con Trend 80° se forman 3 cuñas distintas. La primera, en el piso se considera estable, mientras que las dos cuñas que se forman en el techo, ambas son inestables, pero la cuña 2 por ser de un tamaño despreciable (3 kg) solo se acuñará. Por otro lado, la cuña 3 con FS igual a 0.324 se deslizará sobre un plano de fractura, para sostenerla con un perno de anclaje mecánico donde se requiera será suficiente. Cuña 1 2 3

Factor Seguridad > 10 0.324 0.000

Lugar Piso Techo Techo

Peso 180 kg 940 kg 3 kg

Condición Estable Inestable Inestable

Trend 80°

Para la sección de rampa con Trend 350° se forman 4 cuñas distintas. La primera, en el piso se considera estable, mientras que las dos cuñas que se forman en las cajas, ambas son inestables, pero por su tamaño despreciable (< 100 kg) solo se acuñaran. Por otro lado, la cuña 4 con FS igual a 3.895 mantiene estable.

53

Trend 350°

Cuña 1 2 3 4

4.2.4.

Factor Seguridad > 10 0.431 0.413 3.895

Lugar Piso Caja Caja Techo

Peso 590 kg 100 kg 3 kg 860 kg

Condición Estable Inestable Inestable Estable

Estabilidad en general

Las imágenes siguientes muestran la estabilidad en general de la construcción subterránea.

54

5. Diseño Final y Construcción 5.1.

Rampa de Acceso

Como sabemos las cavernas se encuentran a 80 m. De profundidad, para poder llegar a ellas es necesario diseñar un acceso a ellas. Este se hará por medio de una rampa

55

que tendrá aproximadamente 510 m de longitud, un ancho de 10 m y un alto de 7 y 10 m en algunos sectores. Para poder diseñar la rampa se evaluaron distintos parámetros para poder escoger la pendiente optima y la sección a desarrollar. Dentro de esos parámetros se encuentran: la longitud de la rampa, funcionamiento de equipos, tiempo de construcción y seguridad. La pendiente escogida es de 16%, ya que con esta pendiente la longitud de la rampa es menor y el rendimiento de los equipos es el más óptimo, debido a que su tiempo de ciclo es menor. El túnel de acceso es de 10 m de ancho debido a que el camino cuenta con dos vías. El túnel debe ir fortificado, de acuerdo al estudio geomecánico del terreno debe ir con pernos sistemáticos y mallas de protección, en el portal además de esto, este debe ir con shotcrete. Como ya tenemos el diseño de la rampa, podemos seleccionar los equipos que vamos a utilizar, en este caso utilizaremos un camión Cat AD45, una perforadora Boomer M2C de Atlas Copco, un Booltec S Atlas Copco para apernado e instalación de la malla. Además de una buena ventilación a medida que se avanza en su construcción. El tiempo aproximado en desarrollar todo el túnel va a ser de 4 meses.

5.2.

Secuencia de Avance de las Cavernas de Almacenamiento

La excavación por fases se utiliza para la apertura de grandes túneles donde la sección resulta demasiado grande (secciones mayores a 100 m2) para ser cubierta por el equipo de perforación, o cuando las características geomecánicas de las rocas no permiten la excavación a plena sección. El sistema usual consiste en dividir el túnel en dos partes, una superior o bóveda y otra inferior en banqueo. La Bóveda se excava como si se tratara de una galería y el banqueo, que irá retrasada con respecto al avance de la bóveda. El banqueo puede ser horizontal o vertical (esto en base a la disponibilidad de maquinarias de perforación)

56

Fig. 1: desarrollo de túneles método banqueo posterior

5.3.

Caso de las Cavernas

Se necesita realizar el desarrollo de 5 cavernas, de dimensiones 19 x 33 mts, el área por frente expuesta es de 608,7 m 2, ante lo cual es recomendable hacer el avance por banqueo posterior (rebaje), dichos bancos tienen una dimensión de 19 metros de ancho por 7 metros de alto, la corrida del banco se calculó mediante el algoritmo de Holmberg (longitud a barrenar, la cual arroja un valor de 6,92 = 7 metros), la sección restante, correspondiente a la corona se hizo mediante perforación tunelera convencional, esta sección tiene un alto de 5 metros, un ancho de 19 metros, y una altura de caja de 2 metros.

57

5.4.

Desarrollo Fase 0 (sección Corona de la Caverna)

Para del desarrollo de la sección corona se aplica el método de Monsanto, (diseño del diagrama de perforación) el cual consiste básicamente en calcular los espaciamientos y geometría de los tiros de las distintas secciones de la frente:

Calculo de la rainura: 58

Altura labor

5,0 m

ancho labor altura curvada línea de gradiente

19,0 m 3,00 m 1,500 m

Diámetro tiros huecos

6”

Nº de tiros huecos

3

Longitud a barrenar

6,4 m

Diámetro de tiros

3”

Diámetro equivalente:

Deq=152 mm x √ 3 Deq=263 mm

Longitud a barrenar (Holmberg):

H=0,15+34,1 x 0,263−39,4∗0, 263

2

H=6,41 m Rendimiento tronada: 91% Avance de tronada:

Av =6,41∗0,91

Av =5,8 m Por lo tanto, nuestras secciones quedan limitadas por el avance de la sección:

59

Asec ≤2,4 m

Calculo primera sección:

Distancia entre barrenos (x):

2

2

0,263 +0,0762 X =445( ) 0,263+0,0762 X =0,98 m

1º SECCIÓ N

Cumple la condición

Asec ≤2,4 m

B1 A1

0,637 m 0,901 m

2º SECCIÓ N B2 A2

0,631 m 1,529 m

ok 1

ok 60

2 3º SECCIÓ N B3 A3

1,070 m 2,595 m

4º SECCIÓ N B4 A4

1,816 m 4,404 m

NO !!! 3

NO !!!!

Una vez determinado el diagrama del cuele, es posible determinar el diagrama del resto de los tiros, tomando en cuenta factores intrínsecos de la masa rocosa, tales como su resistencia a la tracción ; su factor de tronabilidad: Rendimiento voladura Densidad de la roca Resistencia Tracción (RT) Factor de tronabilidad (K) Espaciamiento/bur den promedio

93%

Explosivos

Densidad (kg/L)

PD* (Kbar)

PD* (kg/cm^2)

2,81 kg/L

ANFO

0,78

30,42

7,02kg/c m^2 0,8

Softron

1,19

32,87

Emulex

1,15

60,84

30.997,9 8 33.494,5 3 61.995,9 6

1,2

Espaciamientos máximos por tipo de explosivos y factor de ubicación Factor de corrección según ubicación

para ANFO Emax B

1,102 m 1,752 m

para Softron Emax B

1,422 m 1,018 m

para Emulex Emax B

1,457 m 1,248 m

Zapatera Auxiliare s Caja Corona

0,7 0,8 0,9 0,9

nº de espacios ZAPATERA (Emulex) E

Ez Bz

0,8020 m 61

1,000 m 1,333 m

nº de tiros CAJA (Softron) E nº de espacios E caja B caja nº de tiros

0,6333 m 0,8278 m

CORONA (Softron) E nº de espacios

1,480 m

E corona

0,60 m

B corona nº de tiros

1,883 m

AUXILIAR CAJA (Emulex) E nº de espacios nº de tiros por caja E aux caja B aux caja espacio por 2 cajas espacio por caja nº de hileras

AUXILIAR CORONA (Emulex) E Radio Auxiliar 1

0,80 m

1,311 m

0,6333 m 0,5278 m 7,915 m 3,958 m

1,66 m 12,284 m

Long de arco nº de espacios nº de tiros 1 E aux corona 1 B aux corona1

14,321 m

Radio Auxiliar 2 Long de arco nº de espacios nº de tiros 2 E aux corona 2 B aux corona 2

6,316 m

3,000 0,7161 m 0,5968 m

7,363 m 6,136 m

AUXILIAR ZAPATERA (Emulex)

E nº de espacios nº de tiros E aux zapatera B aux zapatera nº de filas

62

1,166 m

0,9444 m 0,870 m

5.5.

Diagrama de Disparo

Disposición geométrica de los pozos:

Secuencia de amarre:

Secuencia de encendido:

Concentración de energía / tonelada:

Trayectoria onda de detonación:

5.6.

Selección de equipos

Los pasos básicos para determinar la selección de equipos y transporte son los siguientes Determinar la producción requerida: Los requerimientos de producción totales pueden verse afectados por una serie de factores externos al proyecto. Estos pueden incluir proyecciones de ventas, contratos, cantidad de reservas disponibles y otras operaciones de la compañía. En base a estos antecedentes se debe definir la cantidad total de mineral a producir. Requerimientos de producción se establecen, generalmente, para periodos de un año. La producción total anual debe entonces convertirse en tasas de producción diaria u horaria para cada operación. La tasa de producción de ciertas operaciones unitarias se

verá afectada por variables como el porcentaje de recuperación, ley del mineral y razón de sobrecarga. Por ejemplo, en la medida que la razón de sobrecarga aumenta, la remoción de la sobrecarga debe aumentar proporcionalmente de manera de asegurar una producción constante de mineral. Por lo tanto, las tasas de producción de carguío y transporte deben considerar el mineral de interés, así como el estéril que es necesario remover para acceder a dicho mineral. Alcance o recorridos Equipos de base fija cargan en un punto y luego rotan en torno a su centro para descargar en otro punto. La máxima distancia horizontal sobre la cual un equipo puede cargar o botar el material se define como su alcance. La geometría del depósito a excavar es el factor primario para determinar el alcance requerido por el equipo. Los recorridos de transporte se refieren a las distancias y pendientes que deben recorrer equipos móviles. Tanto para las unidades de transporte como para aquellas que combinan el carguío con el transporte, hay cierta distancia que debe ser recorrida para llegar al punto de descarga. Sin embargo, esta distancia no es necesariamente una línea recta. En el caso de una mina subterránea, la configuración espacial de las excavaciones determinará la distancia total a recorrer, aunque esto también puede verse afectado por factores tales como la ventilación y la disponibilidad de energía eléctrica, mientras que en una mina a cielo abierto, la principal consideración es la topografía. Los límites de la propiedad y el derecho a vía legal pueden también afectar estas distancias. Calcular los tiempos de ciclos El tiempo de ciclo para una operación unitaria puede dividirse en dos componentes principales. La primera componente la constituyen todas aquellas operaciones que tienen una duración relativamente constante de una aplicación a la próxima: virar, cambiar de posición, descargar y cargar. Valores estimados del tiempo necesario para realizar cada una de estas funciones pueden obtenerse generalmente de la documentación del fabricante del equipo. La componente variable del ciclo, está asociada con el tiempo de viaje para equipos móviles y con el tiempo de giro en el caso de equipos de base fija. Calcular las capacidades La relación general entre tasa de producción, duración del ciclo y capacidad es bastante simple y puede establecerse como Tasa de producción = capacidad x (no. de ciclos / unidad de tiempo) Cuando se han considerado todos los factores de eficiencia: Productividad = tasa de producción x factores de eficiencia

El cálculo de la capacidad requerida es bastante directo cuando los requerimientos de producción han sido establecidos y se han estimado los tiempos de ciclo y los factores de eficiencia. Es importante recordar que los equipos están diseñados para manejar un cierto peso, por lo que en los cálculos finales se debe considerar la densidad del material, así como su esponjamiento, para asegurarse de que tiene la capacidad de manejar el material requerido. Iterar para la mejor productividad El tipo de maquinaria considerado en el punto 3 puede no ser el adecuado y tras el cálculo de la capacidad requerida, puede ser necesario utilizar un tipo de maquinaria diferente. Al seleccionar un tipo diferente de equipos, los tiempos de ciclo deben ser reestimados así como las capacidades y factores de eficiencia. El cálculo de la capacidad debe ser refinada nuevamente para determinar si el equipamiento propuesto puede satisfacerla. Varias iteraciones pueden ser necesarias antes de encontrar una solución satisfactoria. Sin embargo, puede haber más de una solución al problema de carguío y transporte. Sabiendo que la tasa de producción es directamente proporcional a la capacidad e inversamente proporcional al tiempo de ciclo de la maquinaria seleccionada, el ingeniero puede hacer varias iteraciones de manera de definir un número de flotas de carguío y transporte para hacer comparaciones de costos. Hasta ahora, la discusión se ha centrado principalmente en la selección de un equipo específico de carga-transporte o en un equipo de carga asociado a otro de transporte, aunque en la realidad, se dispone de una flota de equipos que deben realizar esta labor (ya sea porque una unidad de carguío y una de transporte pueden no satisfacer los requerimientos de producción, o bien, porque no se quiere tener toda la producción dependiente de un solo equipo). La posible economía de escala que se realiza al tener un solo equipo de gran tamaño debe sopesarse respecto a la incertidumbre asociada a la disponibilidad de este equipo. Mientras una flota de equipos puede seguir trabajando si alguno de sus componentes no estuviera disponible por razones mecánicas, la producción debe esperar si el único equipo de carguío o transporte sufre algún imprevisto y debe detener su operación para solucionar un problema mecánico. Existen varios algoritmos que permiten calcular la disponibilidad de equipos en una flota. Así, el número total de equipos necesarios para satisfacer una producción dada, puede calcularse en base a la disponibilidad. Equipos a Utilizar Durante el desarrollo de las cavernas. Equipos de perforación y tronadura Para la selección del equipo de perforación y tronadura, se consideraron los parámetros de rendimiento del equipo, dimensiones de este y disponibilidad para adquirirlos, además de ser de alguna empresa que se destaque en el rubro , para tener confianza en el equipo y viendo como es su desempeño.

Atlas Copco boomer E2c

Atlas Copco Simba M3C

Equipo de carguío y Transporte Los equipos de carguío y transporte se seleccionaron de acuerdo a su rendimiento y además de las toneladas de avance que se desarrollara. Caterpillar R1700G

Caterpillar AD45B

5.7.

Carta Gantt

Desarrollo

Enero 1 año

609

Marzo 3 año

Caverna 1

Marzo 1 año

200

Diciembre 1 año

Caverna 2

Abril 1 año

200

Junio 2 Año

Caverna 3

Marzo 2 año

200

Diciembre 2 año

Caverna 4

Oct 2 año

200

Junio 3 año

Caverna 5

Marzo 3 año

200

Enero 4 año

Conclusión y Recomendaciones Se reconoce que Noruega en los últimos años ha evolucionado en todo lo referente a construcciones subterráneas, el gran desarrollo tecnológico que han implementado para mejorar el concepto, lo hace llegar a un gran nivel frente a la realización de proyectos de este tipo, es por ello, que en base a estas características a través del informe presentado se elaboró un análisis completo de la construcción de cavernas para almacenamiento en la región noruega de Stura, bajo lo que se reconoce un terreno petrográficamente de gneiss y se realzaron un gran número de conceptos y softwares. Un minucioso trabajo en terreno junto con un completo análisis de los datos por medios estadísticos permite lograr una correcta caracterización geotécnica de la masa rocosa, la cual servirá como base para los análisis de estabilidad, ya sea mediante métodos clásicos o métodos numéricos de elementos finitos. La labor de mateo de las discontinuidades debe realizarlas un profesional con experiencia probada en el campo para así medir fidedignamente la actitud y características de las discontinuidades que serán la base para todo el trabajo siguiente. El estudio de la línea detalle rebeló la existencia de tres set de fracturas, los cuales se intersectan y dan lugar a la formación de una cuña en el techo de la excavación con peligro de deslizamiento, más adelante se verá un análisis más detallado. Las tres clasificaciones geotécnicas realizadas, GSI, RMR y Q de Barton catalogaron al macizo rocoso como bueno contribuido por la alta resistencia de la matriz rocosa y las características favorables de las discontinuidades pero penado por la presencia de agua subterránea. Utilizando la clasificación de Barton (1974) se determinó que se debía utilizar un sistema de soporte sistemáticamente instalado sobre el techo de la excavación con pernos de anclaje mecánico de 2.2 metros de largo espaciados cada 2 metros. Los análisis de estabilidad realizados para el túnel de acceso y para el almacén de crudo concluyen que el proyecto es seguro en ambas situaciones. En primera instancia se realiza un análisis de equilibrio límite para determinar la posibilidad de formación de cuñas en el techo y las cajas de la excavación y el factor de seguridad de cada una de ellas, para ellos se utilizó el software Unwedge. Tanto en la rampa como en la caverna se forman cuñas con FS menor a 1, pero producto de su pequeño tamaño y su disposición solo se eliminarán mecánicamente mediante acuñadura. Sólo una de las cuñas con FS menor a 1 tiene un tamaño considerable y se recomienda su soporte con pernos antes de que la cuña sea totalmente expuesta. Con el software de elementos finitos en dos dimensiones Phase se analizó la distribución de esfuerzos alrededor de la excavación en cada una de las etapas de construcción y los esfuerzos actuando sobre el pilar de roca entre cada una de las cámaras. A medida que la excavación avanza el FS alrededor de la excavación va disminuyendo gradualmente en especial en el piso de la labor, pero nunca disminuye a valores menores de 1. El factor de seguridad de diseño de la excavación es de 1.4 pero mientras se encuentra en desarrollo el proyecto no es alcanza dicho valor. No obstante una vez que las cavernas son llenadas con petróleo, este ejerce una presión de confinamiento en las paredes de la excavación elevando el FS sobre 1.5 por lo cual se

alcanza nuestro factor de seguridad de diseño. Finalmente el pilar de roca es diseñado utilizando la teoría de Coates (1966) con un FS de 4, determinando que se requiere un pilar de entre 35 y 40 metros, seleccionándose 38 m. Numéricamente es comparado los valores obtenidos y se determinó que la teoría de Coates sobreestima en un 16% el esfuerzo en el pilar con respecto a los métodos numéricos. En cuanto al diseño de la excavación es importante destacar en conjunto a la recolección de datos preliminares, el estudio de factibilidad, la caracterización detallada del sitio, el análisis de estabilidad y el diseño final y construcción, se debe establecer el hecho de una constante retroalimentación, en base a un monitoreo constante y eficiente, que permita realizar una mejora constantemente de que las condiciones estudiadas se cumplan. Se debe asumir que las variables analizadas son una aproximación lo más real a la realidad, pero que pueden modificarse por contextos externos inesperados.

Bibliografía 1. Mesozoic sediments and structures onshore Norway and in the coastal zone de Reidulv Bøe1, Håkon Fossen2, Morten Smelror1 2. Documento recuperado de: http://folk.uib.no/nglhe/BergenGeo.html 3. Advances in understanding the post-Caledonian structural evolution of the Bergen area, WestNorway HAAKON FOSSEN 4. Neotectonics, seismicity and contemporary stress field in Norway mechanisms and implications de Odleiv Olesen, Hilmar Bungum, John Dehls, Conrad Lindholm, Christophe Pascal and David Roberts. 5. El criterio de rotura de Hoek-Brown – Edición 2002 Hoek-Brown failure criterion – 2002 Edition de E. Hoek(1), C. Carranza-Torres(2), B. Corkum(3)