"APLICACIÓN DEL SOFTWARE "UNWEDGE" PARA EL DISEÑO Y CONSTRUCCIÓN DE UNA RAMPA MINERA EN EL KM 5 DE LA CARRETERA LLACANORA – BAÑOS DEL INCA, DANDO UN ENFOQUE A LA SEGURIDAD Y COSTOS"​

UNIVERSIDAD PRIVADA DEL NORTE

INGENIERIA DE MINAS SOFTWARE MINERO APLICACIÓN DEL SOFTWARE UNWEDGE PARA EL DISEÑO Y CONTRUCCION DE UNA RAMPA MINERA EN EL KM 5 DE LA CARRETERA LLACANORA – BAÑOS DEL INCA, DANDO UN ENFOQUE A LA SEGURIDAD Y COSTOS. DOCENTE: Ing VALDERRAMA GUTIERREZ DANNY DANIEL

ALUMNOS:

Becerra Culqui Edwin Díaz Díaz Jhan Marco Izquierdo Otriz Wilson Sánchez Llico Moises.

CAJAMARCA-2015

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1 PRESENTACIÓN El sencillo informe técnico, expone con la máxima claridad que hemos podido plasmar unas pequeñas pinceladas motivadoras en lo que concierne al diseño de una rampa minera con el software SWEDGE en Llacanora. Las páginas que siguen, que esperamos sea de fructíferos conocimientos para el lector, cabe recalcar que necesariamente requieren ser ampliadas y completadas en base a estudios más serios y profundos relativos a los múltiples aspectos de la realidad. A pesar de ello, no se debe proceder con ligereza presumiendo que estas páginas carecen de contenido veraz y objetivo, ellas emanan de fuentes escritas auténticas y de una elaboración minuciosa en base al reconocimiento de la zona donde se pretende hacer el diseño.

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2 DEDICATORIA Hemos tomado por conveniente dedicarlo nuestros queridos padres, por su apoyo incondicional, por sus consejos, por el valor mostrado para salir adelante y la motivación constante. También reconocemos al ingeniero del área, ya que está contribuyendo de gran manera en nuestra formación profesional; ya que no sería lo mismo, sin sus enseñanzas y atenciones, tanto en los salones de clase, como fuera; los desvelos, la paciencia y el apoyo frente a las adversidades. No sería lo mismo sin las personas antes mencionadas, de quienes he recibido grandes lecciones, valores y virtudes.

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3 RESUMEN La zona de investigación está ubicada en la microcuenca conformada entre los cerros Callacpuma e Iscoconga, la litología y geomorfología que presenta se encuentra conformada principalmente por areniscas rojizas y cuarcitas blancas intercaladas con lutitas grises de la Fm. Carhuáz. Se realizó una malla geomecánica de muestreo para determinar la calidad del macizo rocoso del talud, obteniéndose un, RQD de 87.34, RMR de 72; GSI de 67; calificándose como una roca buena. Además se analizó las discontinuidades en software DIPS, los parámetros geomecánicos en el RocLab, el análisis de la estabilidad del talud se analizó en el SLIDE. Finalmente el diseño de la rampa, simulando un acceso de una mina subterránea, se ejecutó con el UNWEDGE, en esta fase damos un enfoque a la seguridad y costos, optimizando el sostenimiento utilizado y así tener una labor más segura y al menor costo posible. Llegando a obtener un ahorro de 33 987,2 US$ en total, en pernos se ahorró de 11400 US$ y en Shotcrete 28910,4 US$.

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4 ABSTRACT The research area is located in the watershed formed between the Callacpuma and Iscoconga hills, lithology and geomorphology presented, which is comprised mostly of red sandstone and white quartzite interbedded with gray shales of the Fm. Carhuáz. One geomechanics mesh sampling was conducted to determine the quality of the rock mass slope, obtaining a RQD 87.34, RMR 72; GSI 67; qualifying it as a good rock. Furthermore, discontinuities analyzed DIPS software, geomechanical parameters in RocLab, analysis slope stability discussed in SLIDE. Finally the design of the tunnel, simulating an attack of an underground mine, was executed with unwedge at this stage give a focus to the safety and cost, optimizing and sustaining used to have a more secure and work at the lowest possible cost. Coming to get a saving of US $ 33 987.2 in total, bolts was saved US $ 11,400 and US $ 28,910.4 Shotcrete.

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5 OBJETIVOS 5.1 General:  Diseñar de una rampa minera con el software SWEDGE del paquete ROCSCIENCE en el km 5 de la carretera Llacanora-Baños del Inca, dando énfasis a la seguridad y costos, optimizando el sostenimiento para tener una labor más segura y al menor costo posible.

5.2 Específicos:  Realizar la caracterización geomecánica teniendo en cuenta los parámetros del RMR de Bieniawski, GSI de Hoek y Brown y el índice Q de Barton.  Analizar las discontinuidades con el Dips, sacar los parámetros geomecánicos con el RocLab.  Utilizar el Q (índice de calidad tunelera de la roca) de Barton (2000), para determinar los costos empíricos y de esa manera comparar con el análisis en UNWEDGE.  Analizar y diferenciar las características litológicas y estratigrafías de la zona de estudio.  Familiarizarnos con estos temas, ya que posteriormente nos serán de gran ayuda para poder hacer las diferentes actividades y tareas que se nos asignen en este curso y afines.

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6 INDICE 1

PRESENTACIÓN ............................................................................................................................... 1

2

DEDICATORIA .................................................................................................................................. 3

3

RESUMEN ........................................................................................................................................ 4

4

ABSTRACT ........................................................................................................................................ 5

5

OBJETIVOS ....................................................................................................................................... 6

7

5.1

General:................................................................................................................................... 6

5.2

Específicos: .............................................................................................................................. 6

6.1

TABLA DE ILUSTRACIONES ...................................................................................................... 8

6.2

TABLA DE FUENTES ................................................................................................................. 8

MARCO TEÓRICO .......................................................................................................................... 10 7.1

7.1.1

Cuñas biplanares ........................................................................................................... 10

7.1.2

Cuñas tetrahedrales ...................................................................................................... 10

7.2

INFLUENCIA DE LOS ESFUERZOS ........................................................................................... 11

7.3

INFLUENCIA DE LA FORMA, TAMAÑO Y ORIENTACIÓN DE LAS EXCAVACIONES .................. 11

7.3.1

Forma de la excavación ................................................................................................. 11

7.3.2

Orientación de las excavaciones ....................................................................................... 12

7.4

8

SOSTENIMIENTO ................................................................................................................... 12

7.4.1

Pernos de roca .............................................................................................................. 13

7.4.2

CONCRETO LANZADO (SHOTCRETE) ............................................................................. 14

ASPECTOS GENERALES .................................................................................................................. 15 8.1

UBICACIÓN ............................................................................................................................ 15

8.1.1

Ubicación geográfica ..................................................................................................... 15

8.1.2

UBICACIÓN POLITICA .................................................................................................... 15

8.2

PETROLOGÍA.......................................................................................................................... 16

8.2.1

ARENISCAS .................................................................................................................... 16

8.2.2

LUTITAS ......................................................................................................................... 16

4.1.

9

EXCAVACIONES EN ROCA FRACTURADA ............................................................................... 10

GEOLOGÍA ESTRUCTURAL ..................................................................................................... 16

8.2.3

ANTICLINAL DE LOS BAÑOS........................................................................................... 16

8.2.4

FALLAS ........................................................................................................................... 16

8.2.5

EQUIPO Y MATERIALES ................................................................................................. 17

METODOLOGIA DE TRABAJO......................................................................................................... 17 9.1

PARÁMETROS INICIALES PARA EL PROYECTO ....................................................................... 17

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9.2

DISEÑO DEL PIQUE INCLINADO A USAR ................................................................................ 17

9.2.1 9.3

PARAMETROS DEL DISEÑO: .......................................................................................... 17

RECOPILACION DE DATOS ..................................................................................................... 19

9.3.1

LEVANTAMIENTO GEOLÓGICO DE LA ZONA DE ESTUDIO ............................................ 19

9.3.2

LEVANTAMIENTO GEOMECÁNICO DE LA ZONA DONDE SE REALIZA LA LABOR ........... 20

9.4

ANÁLISIS DE LAS DISCONTINUIDADES .................................................................................. 24

9.5

ANALISIS DE CUÑAS MAXIMAS Y SOSTENIMIENTO CON EL SOFTWARE UNWEDGE ............ 25

9.5.1

INGRESO DE DATOS DEL PROYECTO ............................................................................. 25

10

CONCLUCIONES:........................................................................................................................ 38

11

RECOMENDACIONES ................................................................................................................. 39

12

BIBLIOGRAFÍA............................................................................................................................ 40

13

ANEXOS ..................................................................................................................................... 41

6.1 TABLA DE ILUSTRACIONES FIGURA 1: CUÑAS BIPLANARES LIBERADAS POR LAS INTERSECCIONES DE DIACLASAS EN ROCAS FRACTURADAS, LAS CUALES PUEDEN CAER O DESLIZARSE DEBIDO A LAS CARGAS GRAVITACIONALES. ............................. 10 FIGURA 2: CUÑAS TETRAHEDRALES LIBERADAS POR LAS INTERSECCIONES DE DIACLASAS EN ROCAS FRACTURADAS, LAS CUALES PUEDEN CAER O DESLIZARSE DEBIDO A LAS CARGAS GRAVITACIONALES .... 11 FIGURA 3: FORMA FAVORABLE DE UNA EXCAVACIÓN ......................................................................................... 12 FIGURA 4: FORMA DESFAVORABLE DE UNA EXCAVACIÓN ................................................................................... 12 FIGURA 5: CONDICIONES DE AVANCE MUY FAVORABLES PARA LA ESTABILIDAD. LA ESTRUCTURA ROCOSA FUNCIONA A MANERA DE VARILLAS APILADAS EN FORMA PERPENDICULAR A LA EXCAVACIÓN, LAS MISMAS QUE PRESENTAN BUENA ESTABILIDAD. ....................................................................................... 12 FIGURA 6: EFECTO CUÑA ...................................................................................................................................... 13 FIGURA 7: PERNO DE VARILLA CORRUGADA. ....................................................................................................... 13 FIGURA 8: PERNO DE ANCLAJE MECÁNICO MOSTRANDO TODOS SUS COMPONENTES ...................................... 13 FIGURA 9: IZQUIERDA: COMPORTAMIENTO DEL SHOTCRETE EN CUÑAS O BLOQUES/ DERECHA: POSICIONES CORRECTAS DE LANZADO/IZQUIERDA INFERIOR: ÁNGULO DE LANZADO .................................................. 14 FIGURA 10: UBICACIÓN GEOGRÁFICA DE LA ZONA DE ESTUDIO. MARCA DE PUNTO DE COLOR AMARILLO, PUNTO EXACTO DE LABOR .......................................................................................................................... 15 FIGURA 11: ARENISCAS DE LA FORMACIÓN CARHUÁZ/ LUPA. ............................................................................. 16 FIGURA 12: PROYECCIÓN TEÓRICA DE LA CHARNELA DEL ANTICLINAL BAÑOS DEL INCA Y SU RELACIÓN CON LA FALLA CAJAMARCA ...................................................................................................................................... 16 FIGURA 13: VISTA NE – SW DE LA FALLA CAJAMARCA ......................................................................................... 17 FIGURA 14: DISEÑO DE LA GALERÍA Y MAQUINARIA A UTILIZAR, VOLVO N-12 Y SCOOP WAGNER ST ................ 18 FIGURA 15: MAPA GEOLÓGICO DE LA ZONA A REALIZAR LA RAMPA (LLACANORA) ....... ¡ERROR! MARCADOR NO DEFINIDO. FIGURA 16: AFLORAMIENTO DEL MACIZO ROCOSO DE LA FM. CARHUAZ. .......................................................... 20 FIGURA 17: IZQUIERDA: DIAGRAMA DE CONCENTRACIÓN DE POLOS Y PROMEDIO DE DISCONTINUIDADES/ DERECHA: DIAGRAMA DE ROSAS ................................................................................................................ 24 FIGURA 18: CUADRO DE REFORZAMIENTO SEGUN EL Q DE BARTON (2000) ....................................................... 33

6.2 TABLA DE FUENTES FUENTE 1: ELABORACIÓN PROPIA - DIPS .............................................................................................................. 24 SOFTWARE MINERO

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FUENTE 2: ELABORACIÓN PROPIA - UNWEDGE.................................................................................................... 25 FUENTE 3: ELABORACIÓN PROPIA - UNWEDGE.................................................................................................... 25 FUENTE 4: PROPIA, SOFTWARE ROCLAB – ROCSCIENCE ...................................................................................... 26 FUENTE 5: PROPIA, SOFTWARE ROCLAB – ROCSCIENCE ...................................................................................... 27 FUENTE 6: PROPIA, SOFTWARE ROCLAB – ROCSCIENCE ...................................................................................... 28 FUENTE 7: ELABORACIÓN PROPIA - UNWEDGE.................................................................................................... 28 FUENTE 8: ELABORACIÓN PROPIA - UNWEDGE.................................................................................................... 29 FUENTE 9: ELABORACIÓN PROPIA - UNWEDGE.................................................................................................... 30 FUENTE 10: ELABORACIÓN PROPIA - UNWEDGE ................................................................................................. 31 FUENTE 11: ELABORACIÓN PROPIA - UNWEDGE ................................................................................................. 32 FUENTE 12: ELABORACIÓN PROPIA - UNWEDGE ................................................................................................. 33 FUENTE 13: ELABORACIÓN PROPIA - UNWEDGE ................................................................................................. 34 FUENTE 14: ELABORACIÓN PROPIA - UNWEDGE ................................................................................................. 34 FUENTE 15: ELABORACIÓN PROPIA - UNWEDGE ................................................................................................. 35 FUENTE 16: ELABORACIÓN PROPIA - UNWEDGE ................................................................................................. 35

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7 MARCO TEÓRICO 7.1 EXCAVACIONES EN ROCA FRACTURADA La roca fracturada se caracteriza por presentar familias de discontinuidades conformadas principalmente por diaclasas, por lo que se les denomina también roca diaclasada, que se presentan en la mayoría de los depósitos mineralizados del país (vetas y cuerpos). Las diaclasas y otros tipos de discontinuidades constituyen planos de debilidad. Luego, el factor clave que determina la estabilidad de la excavación es la intersección de las discontinuidades, que conforman piezas o bloques de roca intacta de diferentes formas y tamaños, definidas por las superficies de las diaclasas y la superficie de la excavación. Las discontinuidades o planos de debilidad pueden intersectarse formando varias combinaciones. Según esto, las fallas comúnmente vistas en el minado subterráneo son: las cuñas biplanares, las cuñas tetrahedrales, los bloques tabulares o lajas y los bloques irregulares. (S.R.Ltda., Junio 2004)

7.1.1 Cuñas biplanares El modo más simple de falla está formado por la intersección de dos diaclasas o sistemas de diaclasas, en general dos discontinuidades o sistemas de discontinuidades, cuyo rumbo es paralelo o subparalelo al eje de la excavación. En este caso, en el techo o en las paredes se forma una cuña biplanar o prisma rocoso, que podría desprenderse desde el techo o deslizarse desde las paredes inesperadamente.

Figura 1: Cuñas biplanares liberadas por las intersecciones de diaclasas en rocas fracturadas, las cuales pueden caer o deslizarse debido a las cargas gravitacionales.

7.1.2 Cuñas tetrahedrales Es otro modo de falla que considera la intersección de tres diaclasas o sistemas de diaclasas, en general tres discontinuidades o sistemas de discontinuidades, para formar una cuña tetrahedral que podría caer o deslizarse por peso propio, ya sea desde el techo o desde las paredes de la excavación. Cuando las cuñas están formadas por tres familias de discontinuidades, éstas persistirán ya sea en el techo o en las paredes de la excavación, mientras se mantengan las características estructurales de la masa rocosa y la orientación de la excavación. Esto hará que se requiera de sostenimiento sistemático SOFTWARE MINERO

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para estabilizar las cuñas. (S.R.Ltda., Junio 2004)

Figura 2: Cuñas tetrahedrales liberadas por las intersecciones de diaclasas en rocas fracturadas, las cuales pueden caer o deslizarse debido a las cargas gravitacionales

7.2 INFLUENCIA DE LOS ESFUERZOS A medida que la profundidad del minado aumenta, en general los esfuerzos naturales en toda la masa rocosa también van incrementándose, debido principalmente al peso de la roca sobreyacente o denominada también carga litostática. Cuando se apertura una labor minera en esta masa rocosa, se rompe el campo de esfuerzos naturales y se induce un nuevo estado de esfuerzos en la roca circundante a la excavación. Particularmente en las áreas de concentración de esfuerzos, éstos pueden exceder la resistencia de la roca, generando problemas de inestabilidad en la masa rocosa de las excavaciones, significando problemas potenciales de caída de rocas. (S.R.Ltda., Junio 2004)

7.3 INFLUENCIA DE LA FORMA, TAMAÑO Y ORIENTACIÓN DE LAS EXCAVACIONES 7.3.1 Forma de la excavación La forma que adopte el contorno de una excavación, tendrá influencia favorable o desfavorable en las condiciones de estabilidad de la masa rocosa de dicha excavación. En general, las formas esquinadas representan condiciones desfavorables para la estabilidad, mientras que el “efecto arco” favorece a la estabilidad. Formas rectangulares, pueden exhibir altas concentraciones de esfuerzos en las esquinas que pueden resultar en la falla. Un techo plano puede exhibir concentraciones de esfuerzos de tracción y también resultar en una falla. El arqueo de los techos de los tajeos, sin embargo, elimina los esfuerzos críticos y ofrece una abertura estable sin peligro de falla, en tal sentido el diseño de nuestra labor será en forma de bóveda, donde se detallara páginas más atrás. (S.R.Ltda., Junio 2004)

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Figura 4: Forma desfavorable de una excavación

7.3.2

Figura 3: Forma favorable de una excavación

Orientación de las excavaciones

Lo ideal para tener condiciones de estabilidad favorables de la masa rocosa en una excavación, es que ésta avance en forma perpendicular, cruzando al sistema principal de discontinuidades o al rumbo de los estratos, fallas principales y zonas de corte, es decir, al rasgo estructural dominante de la masa rocosa.

Figura 5: Condiciones de avance muy favorables para la estabilidad. La estructura rocosa funciona a manera de varillas apiladas en forma perpendicular a la excavación, las mismas que presentan buena estabilidad.

7.4 SOSTENIMIENTO Esencialmente, el sostenimiento hace que las piezas o bloques rocosos interactúen y se entrelacen formando una masa rocosa estable alrededor de la excavación. El término “sostenimiento” es usado aquí para cubrir los diversos aspectos relacionados con los pernos de roca (de anclaje mecánico, de varillas de fierro corrugado o barras helicoidales ancladas con cemento o con resina, split sets y swellex), cables, malla, cintas de acero (straps), concreto lanzado (shotcrete) simple y con refuerzo de fibras de acero, cimbras de acero, gatas, madera (puntales, paquetes, cuadros y conjuntos de cuadros), relleno y algunas otras técnicas de estabilización de la masa rocosa. Todos estos elementos son utilizados para minimizar las inestabilidades de la roca alrededor de las aberturas mineras. SOFTWARE MINERO

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7.4.1 Pernos de roca Cuando los bloques o cuñas son aislados solo amerita estabilizarlas con pernos aislados, a esto es lo que se denomina también, sostenimiento aislado o esporádico, de lo contrario lo usual será el sostenimiento sistemático en todo el techo y/o paredes de la excavación, según sea requerido. En roca masiva o levemente fracturada y en rocas fracturadas, el papel principal de los pernos de roca es el control de la estabilidad de los bloques y cuñas rocosas potencialmente inestables. Esto es lo que se llama también el “efecto cuña”. En roca estratificada sub-horizontal el perno produce el efecto viga y el “efecto columna”, para minimizar el pandeo de los bloques tabulares. En roca fracturada e intensamente fracturada y/o débil los pernos se instala de forma radial forman un arco rocoso portante que trabaja a compresión denominado “efecto arco”, el mismo que da estabilidad a la excavación.

Figura 6: efecto cuña

7.4.1.1 Pernos de anclaje mecánico Un perno de anclaje mecánico, consiste en una varilla de acero usualmente de 16 mm de diámetro, dotado en su extremo de un anclaje mecánico de expansión que va al fondo del taladro. Este tipo de pernos es relativamente barato. Mediante rotación, se aplica un torque de 135 a 340 MN a la cabeza del perno, el cual acumula tensión en el perno, creando la interacción en la roca.

7.4.1.2 Pernos de varilla cementados o con resina Consiste en una varilla de fierro o acero, con un extremo biselado, que es confinado dentro del taladro por medio de cemento (en cartuchos o inyectados), resina (en cartuchos) o resina y cemento. Dentro de este tipo de pernos, los de mayor utilización son: la varilla de fierro corrugado, generalmente de 20 mm de diámetro y la barra helicoidal de 22 mm de diámetro, con longitudes variables (de 5' a 12'). La capacidad de anclaje de las varillas de fierro corrugado es del orden de 12 TM, mientras que de las barras helicoidales superan las 18 TM. (S.R.Ltda., Junio 2004)

Figura 8: Perno de anclaje mecánico mostrando todos sus componentes SOFTWARE MINERO

Figura 7: Perno de varilla corrugada.

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7.4.2 CONCRETO LANZADO (SHOTCRETE) Concreto lanzado (shotcrete) es el nombre genérico del concreto cuyos materiales componentes son: cemento, agregados, agua, aditivos y elementos de refuerzo, los cuales son aplicados neumáticamente y compactados dinámicamente a alta velocidad sobre una superficie. La tecnología del shotcrete comprende los procesos de mezcla seca y de mezcla húmeda. En el proceso de mezcla seca, los componentes del shotcrete seco o ligeramente prehumedecidos, son alimentados a una tolva con agitación continua. El aire comprimido es introducido a través de un tambor giratorio o caja de alimentación para transportar los materiales en un flujo continuo hacia la manguera de suministro. El agua es adicionada a la mezcla en la boquilla. En el proceso de mezcla húmeda, los componentes del shotcrete y el agua son mezclados antes de la entrega a una unidad de bombeo de desplazamiento positivo, la cual luego suministra la mezcla hidráulicamente hacia la boquilla, donde es añadido el aire para proyectar el material sobre la superficie rocosa. 7.4.2.1

Materiales componentes del Shotcrete y sus proporciones en la mezcla .

El cemento que se utiliza normalmente es el Pórtland Estándar Tipo I. El agua de la mezcla debe ser limpia y libre de sustancias que puedan dañar al concreto o al acero. Se recomienda agua potable, en caso contrario el agua debe ser ensayada, de tal manera de asegurar que la resistencia de los cubos de mortero sea como mínimo el 90% de la resistencia de cubos de mortero hechos con agua destilada. Se usan aditivos para mejorar las propiedades del shotcrete, éstos pueden ser: los acelerantes de fragua, que no deberán ser usados en más del 2% en peso del cemento; los reductores de agua; y los retardantes. Recientemente se ha introducido la microsílica como un añadido cementante, ésta es una puzolana extremadamente fina, permite duplicar y hasta triplicar la resistencia del shotcrete, además reduce el rebote, mejora la adhesión a la superficie de la roca. Como elementos de refuerzo, se tienen principalmente las fibras de acero, la malla electrosoldada firmemente adosada a la superficie de la roca (la malla eslabonada no es ideal para la aplicación del shotcrete, debido a la dificultad del shotcrete para penetrar la malla) y las varillas de fierro o acero corrugadas libres de aceites, grasas, polvo u otros materiales que puedan afectar la adhesión del shotcrete. (S.R.Ltda., Junio 2004)

Figura 9: izquierda: Comportamiento del shotcrete en cuñas o bloques/ derecha: Posiciones correctas de lanzado/izquierda inferior: Ángulo de lanzado

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8 ASPECTOS GENERALES 8.1 UBICACIÓN 8.1.1 Ubicación geográfica

Figura 10: ubicación geográfica de la zona de estudio. Marca de punto de color amarillo, punto exacto de labor

8.1.2 UBICACIÓN POLITICA Políticamente la zona, pertenece al distrito de Baños del Inca de la ciudad de Cajamarca, lo cual se representada por el siguiente cuadro:

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Departamento

Cajamarca

Provincia

Cajamarca

Distrito

Baños del Inca - Llacanora

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8.2 PETROLOGÍA 8.2.1 ARENISCAS Las areniscas son las rocas predominantes de la zona de estudio, estas presentan un grano fino a medio, estas son de un ambiente continental, intemperizadas ligeramente a moderadamente.

Figura 11: areniscas de la formación carhuáz/ lupa.

8.2.2 LUTITAS En la zona de estudio se encontró niveles de lutitas, las cuales se están intercaladas con areniscas, mayormente se encuentra en la formación carhuáz y tienen una meteorización que va desde moderada a alta.

4.1. GEOLOGÍA ESTRUCTURAL La zona de estudio pertenece a una zona paratectónica, siendo la unidad principal el anticlinal Baños del Inca, consiguiente a él, tenemos la falla Cajamarca paralela al eje del pliegue y otras fallas de dirección que disecan el eje del anticlinal. Muchas de estas unidades estructurales son las que controlan el drenaje de la zona.

8.2.3 ANTICLINAL DE LOS BAÑOS Es un pliegue anisópaco y disimétrico (figuras 15 y 16), el flanco izquierdo buza 70° en dirección N270° y el flanco derecho buza 41° en dirección N110°. Este anticlinal se habría formado en el segundo movimiento del Ciclo Orogénico Andino, caracterizado por un régimen compresivo que se dio entre el Eoceno Superior - Oligoceno inferior, con posterior levantamiento en el SE por movimientos epirogenéticos.

Figura 12: Proyección teórica de la charnela del anticlinal Baños del Inca y su relación con la falla cajamarca

8.2.4 FALLAS 8.2.4.1 FALLA “CAJAMARCA” Es una falla inversa de unos 900 m de desplazamiento a lo largo del plano de falla de dirección N 95° y buzamiento 71°, el bloque SW es el bloque levantado quedando la Formación Carhuáz a la altura SOFTWARE MINERO

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de la Formación Farrat del bloque NE. Esta falla se habría formado durante el segundo movimiento del Ciclo Orogénico Andino después de la formación del anticlinal Baños del Inca como producto de la sobre imposición de los esfuerzos orogénicos frente a la resistencia de la cobertera sedimentaria.

Figura 13: vista NE – SW de la Falla Cajamarca

8.2.5 EQUIPO Y MATERIALES         

Mapa topográfico (escala: 1/25000). Colores. Tablero. Flexómetro. Libreta de campo. Picota de geólogo. Brújula. Cámara fotográfica. GPS.

9 METODOLOGIA DE TRABAJO 9.1 PARÁMETROS INICIALES PARA EL PROYECTO Se asume el haber realizado una campaña de exploración para la evaluación de las reservas del yacimiento encontrado en nuestra zona de estudio. Al analizar entre las formas de acceso (rampa vs pique) optamos por LA RAMPA con un ángulo de inclinación de 12° cada 100 m, tomando como distancia entre el yacimiento y la superficie 190 m.

9.2 DISEÑO DE LA RAMPA A USAR 9.2.1 PARAMETROS DEL DISEÑO: Para los efectos del diseño se está considerando lo siguiente:  Según teorías, la longitud mínima para un pique debe ser 200 m ya que si no se cumple esta longitud será más barato hacer un rampa como acceso al mineral. Nosotros tomamos una longitud de 190 m para la rampa.  Sección forma bóveda, ya que el arqueo de los techos de los tajeos elimina los esfuerzos críticos y ofrece una abertura estable sin peligro de falla, de excavación 5 m x 5 m, por la maquinaria que se ha optado usar.

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Figura 14: Diseño de la galería y maquinaria a utilizar, Volvo N-12 y Scoop Wagner ST

 ESPECIFICACIONES DE MAQUINARIA:  Volvo N-12: largo: 6.304m, alto: 3.150m, ancho: 2.462m, altura con tolva levantada: 5.781m  Scoop Wagner ST-2D: largo: 6.712m, altura: 2.086m, ancho: 1.615m, altura con pala levantada: 3.294m

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9.3 RECOPILACION DE DATOS 9.3.1 LEVANTAMIENTO GEOLÓGICO DE LA ZONA DE ESTUDIO Se hizo un levantamiento geológico para conocer los tipos de rocas.

Figura 15: levantamiento geológico de la zona donde se realizara la rampa.

Figura 16: perfil geológico de la zona donde se realizara la rampa (rampa: color rojo, con 10° de inclinación)

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9.3.2 LEVANTAMIENTO GEOMECÁNICO DE LA ZONA DONDE SE REALIZA LA LABOR Los datos del levantamiento fueron tomados en la zona de Llacanora en el km 5 de la carretera Llacanora – Baños del Inca.

9.3.2.1 DESCRIPCIÓN DEL AFLORAMIENTO Se observa un afloramiento de 12.2 m de altura aproximadamente y una pendiente de 57º; se encontraron estratos de areniscas pertenecientes a la formación Carhuáz. El macizo rocoso presenta una estructura homogénea, encontrándose los estratos levemente intemperados.

FORMACION CORDENADAS UTM

CARHUAZ E 783924 N 9204243 COTA 2635

ESTRATO RUMBO N110 DIP 80 DIP-DIRECTION 200

Figura 17: Afloramiento del macizo rocoso de la fm. Carhuaz.

9.3.2.2 DETERMINACIÓN DE LA BLOCOSIDAD

9.3.2.3 PARÁMETROS DE CLASIFICACIÓN CON SUS VALORES Para arenisca de la formación Carhuáz

9.3.2.3.1 METEORIZACIÓN El macizo presenta una meteorización leve, donde se observa una ligera decoloración producto del interperismo.

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9.3.2.3.2 RESISTENCIA DE LA ROCA INTACTA  Resistencia a la comprensión uniaxial Se encuentra dentro del rango de resistencia a la compresión R4; pero de acuerdo a sus propiedades físicas; se podría valorar como: σci=65Mpa

Puntaje= 7 9.3.2.3.3 DETERMINACIÓN DE RQD 𝑹𝑸𝑫 = 𝟏𝟎𝟎 × 𝒆−𝟎.𝟏𝝀 (𝟎. 𝟏𝝀 + 𝟏)

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𝑑𝑜𝑛𝑑𝑒: 𝜆 =

𝑁º 𝑑𝑒 𝑑𝑖𝑠𝑐𝑜𝑛𝑡𝑖𝑛𝑢𝑖𝑑𝑎𝑑𝑒𝑠 43 = = 6.14 𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜𝑠 7

Entonces: RQD= 87.34% Basándose en los rangos de los valores del RQD, el macizo rocoso puede ser caracterizado según la valoración siguiente:

RQD % 100-90 90-75 75-50 50-25 25-0

CALIDAD DE LA ROCA Muy buena Buena Mediana Mala Muy mala

Puntaje= 17 9.3.2.3.4 ESPACIADO DE LAS DISCONTINUIDADES

Las discontinuidades son espaciadas y se encuentra entre valores de 200mm y 600mm por lo que le corresponde un índice de valoración:

Puntaje = 10

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9.3.2.3.5 REGLAS PARA LA CLASIFICACION DE DISCONTINUIDADES persistencia (longitud)

20 m

1 – 5 cm

0 > 5 cm

1

1 Liso

2

0 Espejo de falla 0

Relleno suave 5 mm

2

0

2 4

Alteración

10 – 20 m

Inalterado

Ligeramen te alterado

Moderad. Alterado

Altamente alterado

Descompu esto

6

5

3

1

0

Puntaje

Puntaje= 23 9.3.2.3.6 AGUA SUBTERRÁNEA 

Condición: seco

Puntaje= 15 9.3.2.3.7 CLASIFICACIÓN GEOMECANICA RMR (Bieniawski 1989) Sumamos las puntuaciones:

RMR= 7+17+10+23 + 15= 72 Luego clasificamos al macizo rocoso a partir de la evaluación Total, teniendo en cuenta el siguiente cuadro:  tipos de macizo rocosos a partir de la evaluación total

Según la Clasificación Geomecánica RMR (Bieniawski) la calidad del macizo corresponde a la Clase II, definida como buena.  Teóricamente el macizo Rocoso que corresponde a la estación 01, presenta las siguientes características: SOFTWARE MINERO

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9.3.2.3.8 GSI (Geological StrengthIndex): Se ha estimado el índice geológico de resistencia, GSI, en base a una descripción geológica del macizo rocoso: RMR =GSI + 5 72 =GSI + 5 GSI =67

9.4 ANÁLISIS DE LAS DISCONTINUIDADES  Estereograma del promedio de cada una de las discontinuidades estrato, talud, familias de diaclasas. 

En color verde diaclasa 1, diaclasa 2, diaclasa 3 y diaclasa 4 (D1, D2, D3 y D4) con D y DD promedio de 78/ 300; 55/23 y 62/255 respectivamente.

C. Diagrama que muestra la concentración de polos, se observa que la concentración mayor se encuentra en el polo SE. D. Diagrama de rosas muestra hacia donde están los esfuerzos del talud y de las discontinuidades, la dirección de los esfuerzos principales se observa que las magnitudes son equivales o iguales.

Figura 18: izquierda: diagrama de concentración de polos y promedio de discontinuidades/ derecha: diagrama de rosas

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Fuente 1: Elaboración propia - Dips

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9.5 ANALISIS DE CUÑAS MAXIMAS Y SOSTENIMIENTO CON EL SOFTWARE UNWEDGE 9.5.1 INGRESO DE DATOS DEL PROYECTO Ingresamos el rumbo y azimut de la rampa, pero ya que QUEREMOS OPTIMIZARLO, como valor inicial ingresamos 0° y 0°, respectivamente. Ingresamos el FACTOR DE SEGURIDAD que deseamos para nuestro proyecto, como esta será una labor permanente le daremos un valor de 5.

Fuente 2: Elaboración propia - Unwedge

9.5.1.1 DIRECCIONES DE LAS FAMILIAS DE DISCONTINUIDADES Ingresamos las direcciones de las familias de discontinuidades, halladas anteriormente con el software Dips.

Fuente 3: Elaboración propia - Unwedge

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9.5.1.2 PROPIEDADES INGENIERILES DE LAS JUNTAS: Asumiremos que las juntas tienen las mismas propiedades ingenieriles que las rocas donde se produjeron.

9.5.1.2.1 Cálculo de la cohesión y ángulo de fricción de las juntas Para hacer este cálculo usamos el software ROCLAB del paquete Rocscience.  Cálculo de la cohesión y el ángulo de fricción de la ARENISCA. Datos: UCS = 65 Mpa GSI = 67

Fuente 4: Propia, Software RocLab – Rocscience

Se ingresa el GSI= 67, luego Ingresamos los valores de la arenisca (sandstone)=17 y el factor de disturbancia D=0

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Fuente 5: Propia, Software RocLab – Rocscience

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Resultados:

Fuente 6: Propia, Software RocLab – Rocscience

Una vez que obtenemos la cohesión y el ángulo de fricción interna, se digita en el unwedge.

Fuente 7: Elaboración propia - Unwedge

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9.5.1.3 INGRESANDO LA SECCIÓN DE LA RAMPA AL UNWEDGE Previamente la sección el diseño se elaboró en AutoCAD y luego se exporto al unwedge. La sección es de (5 m x 5 m). Cabe mencionar que para el análisis no se considera la longitud total ya que el software asume que la longitud es infinita.

Fuente 8: Elaboración propia - Unwedge

9.5.1.4 ANALISIS CON EL SOFTWARE UNWEDGE Para este análisis debemos tomar en cuenta que se tomó los siguientes parámetros iniciales:  Trend (dirección del pique) = 0°  Plunge (buzamiento del pique) = 0°  *No se toma en cuenta las tensiones naturales

9.5.1.5 DETERMINACION DE LA DIRECCIÓN Y BUZAMIENTO DE LA RAMPA CON LAS CONDICIONES INICIALES Observamos que tenemos en el buzamiento desde 0° a 90° pero por teoría sabemos que una galería de acceso, debe tener como máximo 12° para que permita trabajar a la maquinaria al momento que transportar el mineral, ya que cuando el equipo de transporte de mineral, en este caso un camión permita subir con facilidad la pendiente cuando está cargado y baje rápido al regreso cuando está vacío. (Apaza) De la siguiente figura obtenemos la dirección y buzamiento más óptimo del pique. Siendo estos los siguientes resultados: Trend (dirección del pique) = 170 Plunge (buzamiento del pique) = 10

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Fuente 9: Elaboración propia - Unwedge

9.5.1.6 ANALISIS DE LA ESTABILIDAD CON LOS NUEVOS PARAMETROS 9.5.1.6.1 Calculo de las tensiones naturales: 𝜌=2.7𝑔𝑐𝑚3 𝑔=9.8 𝑚𝑠2 G Z = Profundidad máxima (peor condición) de la galería.  Calculando la profundidad: Sabemos que: 𝑍 = 𝑙𝑜𝑛𝑔𝑖𝑡𝑢𝑑 𝑑𝑒 𝑙𝑎 𝑟𝑎𝑚𝑝𝑎 × 𝑠𝑒𝑛 𝛼 Dónde: Longitud de la rampa = 190 m α = Buzamiento de la rampa = Plunge = 10° Reemplazando: 𝑍=190 𝑚 × sin 10 𝑍= 33  Calculo de la tensión principal vertical: Se sabe que la Tensión Principal Vertical es igual a: 𝑧

𝜌3 = 𝜌𝑣 = ∫ 𝑝𝑔𝑑𝑧 0

Reemplazando: 33

𝜌3 = 𝜌𝑣 = ∫ (2.7 0

𝑔 𝑚 ) (9.8 2 )𝑑𝑧 3 𝑐𝑚 𝑠

𝜌3 = 𝜌𝑣 = 873.18 𝐾𝑃𝑎 = 0.873 𝑀𝑃𝑎 𝝆𝟑 = 𝝆𝒗 = 𝟎. 𝟗 𝑴𝑷𝒂 SOFTWARE MINERO

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Calculo de las Tensiones Principales Verticales: Se sabe que las Tensiones Principales Verticales son igual a: 𝑧

𝜌1 = 𝜌ℎ1 = ∫ 𝑘1 𝑝𝑔𝑑𝑧 0 𝑧

𝜌2 = 𝜌ℎ2 = ∫ 𝑘2 𝑝𝑔𝑑𝑧 0

𝑘1 𝑦 𝑘2 = 𝐶𝑜𝑛𝑠𝑡𝑎𝑛𝑡𝑒, 𝑑𝑒𝑝𝑒𝑛𝑑𝑒 𝑑𝑒 𝑙𝑎 𝐺𝑒𝑜𝑙𝑜𝑔í𝑎 𝐸𝑠𝑡𝑟𝑢𝑐𝑡𝑢𝑟𝑎𝑙 Para esto se tendrá que hacer un análisis exhaustivo de la geología estructural, pero en la mayoría de casos los geomecánicos consideran estos valores igual a 1. Entonces: 𝑧 𝑔 𝑚 𝜌1 = 𝜌ℎ1 = ∫ (1) (2.7 ) (9.8 2 )𝑑𝑧 3 𝑐𝑚 𝑠 0 𝝆𝟏 = 𝝆𝒉𝟏 = 𝟎. 𝟗 𝑴𝒑 𝑧

𝑔 𝑚 ) (9.8 2 )𝑑𝑧 3 𝑐𝑚 𝑠 = 𝟎. 𝟗 𝑴𝒑

𝜌2 = 𝜌ℎ2 = ∫ (1) (2.7 0

 Tenciones naturales Direc. tension Vertical Horizontal 1 Horizontal 2

𝝆𝟐 = 𝝆𝒉𝟐

Abrev 𝜎3 𝜎1 𝜎2

Mega-Pascales 0.9 0.9 0.9

Tn/m2 91.77 91.77 91.77

 Ingresamos estos valores al software Unwedge:

Fuente 10: Elaboración propia - Unwedge SOFTWARE MINERO

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9.5.1.7 RESULTADOS CON LOS NUEVOS PARAMETROS

Fuente 11: Elaboración propia - Unwedge

9.5.1.8

DETERMINACION DEL TIPO DE SOSTENIMIENTO A USAR:

Observamos que la cuña 3 tiene un FS que no están entre los valores con los cuales hemos diseñado nuestra labor. Por lo tanto instalaremos pernos de anclaje y si es necesario utilizaremos shotcrete. (Cueva Chilon Edita, 2014) Recordemos que ya tenemos el RMR, RQD, el GSI, lo que nos falta es el índice de calidad tunelera de la roca Q, para sacar los parámetros del tipo de sostenimiento, en lo que respecta a método empírico. RMR=9lnQ+44 72=9lnQ+44 72 − 44 = 𝑙𝑛𝑄 9 72

𝑄 = 10 9 −44 𝑸=𝟏  Dirección equivalente 𝑫𝒆 =

𝟓𝒎 = 𝟑. 𝟏𝟐𝟓 𝟏. 𝟔

 Intersectando estos valores en la tabla de reforzamiento, se encuentra en la categoría de reforzamiento 6, por lo tanto la labor necesita: shotcrete reforzado con fibras de 90-120 mm y pernos.  longitud de perno 2m aprox.  espaciado 1.6 m

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Figura 19: cuadro de reforzamiento segun el Q de Barton (2000)

Ingresando las propiedades de los pernos de anclaje, en este caso utilizaremos PERNO CORRUGADO CON RESINA, ya que este es el de mayor capacidad de soporte (25 Ton).

Fuente 12: Elaboración propia - Unwedge SOFTWARE MINERO

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Fuente 13: Elaboración propia - Unwedge

Como se observa la cuña 4 aun no alcanza el factor de seguridad requerido, esto se podría solucionar aumentando la longitud de estos pernos y también se jugaría con las distancias de perno a perno; sin embargo hemos tomado por conveniente usar la siguiente opción de refuerzo; el shotcrete, de tal manera que se aplique los dos y ver cuáles son los resultados tanto de reforzamiento como de ahorro.

Fuente 14: Elaboración propia - Unwedge

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Aplicando una capa de 2 cm de shotcrete en la parte superior sobre la cuña 4, se observa que con 5.136 supera el factor de seguridad requerido. Además con fines de reforzar un poco más a la cuña 3, se aplicó 0.5 metros de este material en la parte superior.

9.5.1.9 ANALISIS Y RESULTADOS DEL SOSTENIMIENTO USADO:

Fuente 15: Elaboración propia - Unwedge

Fuente 16: Elaboración propia - Unwedge

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9.5.1.10 RESULTADOS TABLAS DE COSTOS DE LOS PERNOS DE ANCLAJE DATOS EMPIRICO UNWEDGE UNIDAD TIPO DE PERNO CORRUGADO CORRUGADO S/U LONGITUD DEL PERNO 2 2 m CAPACIDAD DEL SOPORTE DEL PERNO 25 25 ton ESPACIAMIENTO ENTRE PERNOS 1.6 1 m DISTANCIA ENTRE FILA DE PERNOS 1.6 1,5 m Nº DE CARAS DE APLICACIÓN 3 1 caras PERIMETRO USADO 12,85 7,85 m Nº DE CARAS DE APLICACIÓN 3 1 caras Nº DE PERNOS USADOS POR PERIMETRO 8 3 pernos LONGITUD DEL PIQUE 190 190 m PERNOS USADOS EN TOTAL 1520 570 pernos COSTO DE PERNO/UNIDAD 12 12 US$/PERNO COSTO TOTAL PO PERNOS 18240 6840 US$ US$ AHORRO 114000

TABLA DE COSTOS DEL SHOTCRETE DATOS TIPO DE SHOTCRETE DENSIDAD RESISTENCIA AL CORTE ESPESOR Nº DE CARAS DE APLICACIÓN LONGITUD DEL PIQUE PERIMETRO USADO METROS CUADRADOS USADOS METROS CUBICOS USADOS COSTO POR METRO CUBICO COSTO TOTAL POR CHOTCRETE AHORRO

EMPIRICO UNWEDGE PORTLAND PORTLAND 2,6 2,6 200 200 5 2 3 1 190 190 12,85 8,35 2441,5 1586,5 122,075 31,73 320 320 39064 10153,6 28910,4

UNIDAD S/U g/cm3 ton/m2 cm caras m m m2 m3 US$ US$ US$

RESUMEN DE COSTO TOTAL SOSTENIMIENTO PERNOS DE ANCLAJE EXPANSIVO SHOTCRETE TOTAL(US$) AHORRO SOFTWARE MINERO

COSTO EMPIRICO(US$)

COSTO UNWEDGE(US$)

18240

6840

39064 57304 .

10153,6 16993,6 33987,2 Página 36

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DOLARES AMERICANOS

COMPARACION DE COSTOS 57304 39064

18240

16993.6 6840

10153.6

SHOTCRETE

TOTAL(US$)

COSTO EMPIRICO(US$)

PERNOS DE ANCLAJE EXPANSIVO 18240

39064

57304

COSTO UNWEDGE(US$)

6840

10153.6

16993.6

Fuente 17: Elaboración propia - Excel

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10 CONCLUCIONES:  La sección de la rampa se decidió en forma bóveda, ya que el arqueo de los techos elimina los esfuerzos críticos y ofrece una abertura estable sin peligro de falla, de dimensiones 5 m x 5 m, por la maquinaria que se ha optado usar, un camión Volvo N-12 de y un cargador Scoop Wagner ST, con una longitud de 190 m  Se realizó el Levantamiento geomecánico de la zona donde se realizara la labor para determinar la calidad del macizo rocoso, obteniéndose un RMR de 72 y GSI de 67 ubicándole en una roca de buena calidad para hacer nuestra labor.  Se logró determinar las tensiones naturales del macizo rocoso: 0.9 𝑀𝑃𝑎 (91.77 tn/m2). Además se realizó un levantamiento geológico de la zona del Km 5 de la carretera Llacanora – Baños del Inca, con la ayuda del ArcGIS. Para determinar el tipo de sostenimiento empírico, se tuvo que sacar el Q de Barton y para el sostenimiento optimizado se usó el mencionado software Unwedge. Se identificó que la cuña 4 aun no alcanzaba el factor de seguridad requerido, esto en un principio se usó perno, pero por no reforzar lo suficiente se puso Shotcrete, logrando un factor de seguridad mayor a 5.  Usando correctamente el software Unwedge, llegamos obtener un ahorro de 33 987,2 US$ en sostenimiento, en pernos se ahorró de 11400 US$ y en Shotcrete 28910,4 US$

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11 RECOMENDACIONES  Para la determinación de la dirección y buzamiento del pique se debe tomar en cuenta otros parámetros como accesibilidad, condiciones del terreno, condiciones climatológicas, acceso para servicios auxiliares, etc.

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12 BIBLIOGRAFÍA Apaza, E. L. (s.f.). DISEÑO Y CONSTRUCCION DE UN PIQUE INCLINADO CON EL SOFTWARE UNWEDGE. Arequipa. Cueva Chilon Edita, d. p. (2014). clasificación del sistema Q de Barton y los parámetros establecidos. Cajamarca. S.R.Ltda., D. I. (Junio 2004). “Manual de Geomecánica aplicada a la prevención de accidentes por caída de rocas”. Lima: Sociedad Nacional de Minería, Petróleo y Energía.

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13 ANEXOS

Anexo 1: plano geológico de la zona

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Anexo 2: Registro geológico geotécnico de campo

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Anexo 3: perfil geológico de la zona donde se realizara la rampa

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Anexo 4: Scoop Wagner ST

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