TESIS Cahuana Coaquira Roger Emerson

UNIVERSIDAD NACIONAL DEL ALTIPLANO DE PUNO
FACULTAD DE INGENIERÍA DE MINAS

ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERÍA DE MINAS
“EVALUACIÓN GEOMECÁNICA PARA EL DISEÑO DE

VOLADURA CONTROLADA EN EL TALUD DE LA CARRETERA
CHONTABAMBA – CONCEVIDAYOC, PROGRESIVAS DEL
km 05+100 al km 06+300”
TESIS
PRESENTADA POR:
Bach. ROGER EMERSON CAHUANA COAQUIRA
PARA OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL DE:

INGENIERO DE MINAS
PUNO – PERÚ
2021
DEDICATORIA
La perseverancia y paciencia tienen
un efecto sorprendente, ante ellos las
dificultades desaparecen y los obstáculos se
desvanecen. Dedicado con amor y gratitud a
mis padres, Rogelio y Celia, a mis hermanos
Judith, Deyssi, Hassan y Vanessa, y a mi
hijo Aaron Kalid. Por el amor, la
comprensión, las enseñanzas y el apoyo
incondicional que me brindan
continuamente, y que son muy importantes
en mi vida.
Roger Emerson Cahuana Coaquira

AGRADECIMIENTOS
Al Señor Dios Todopoderoso, por ser el guía principal en mi vida y por haber
puesto en mi camino a aquellas personas que me han brindado los conocimientos
necesarios para orientar mi camino hacia el logro de mis objetivos; a mis padres, Rogelio
Cahuana Flores y Celia Coaquira Cáceres; a mis hermanos Judith, Deyssi, Hassan y
Vanessa por el amor, enseñanzas y apoyo incondicional que me brindan. A mi hijo, Áaron
Kalid por la comprensión que siempre tiene y el amor que me brinda continuamente, para
que yo pueda realizar mis sueños, es mi razón para luchar y seguir adelante.
A mi alma mater la Universidad Nacional del Altiplano – Facultad de Ingeniería
de Minas, por haberme dado la oportunidad para formarme como profesional; a los
docentes y personal administrativo, por haberme guiado con éxito en mi formación
académica.
Agradezco a los señores miembros del jurado Dr. Oscar Eloy Llanque Maquera,
Dr. Mario Serafín Cuentas Alvarado y M.Sc. Américo Arizaca Avalos; a mi director Dr.
Jorge Gabriel Durant Broden, por las acertadas observaciones y sugerencias para el
desarrollo de esta tesis de investigación.
Mi agradecimiento a la Municipalidad Distrital de Vilcabamba, por darme la
oportunidad de desarrollar mi trabajo de investigación; especialmente al Ing. Félix Aldo
Ramírez Ramírez y al Ing. Luis Frank Martínez Choquet, por su apoyo y disposición para
la ejecución de la presente tesis.
A todos les digo desde el fondo de mi corazón gracias, mil gracias.

ÍNDICE GENERAL
DEDICATORIA
AGRADECIMIENTOS
ÍNDICE GENERAL
ÍNDICE DE FIGURAS
ÍNDICE DE TABLAS
ÍNDICE DE ACRÓNIMOS
RESUMEN ..................................................................................................................... 14
ABSTRACT.................................................................................................................... 15
CAPÍTULO I
INTRODUCCIÓN
1.1. Planteamiento del problema .................................................................................. 16
1.2. Formulación del problema..................................................................................... 17
1.2.1. Pregunta general .................................................................................................. 17
1.2.2. Preguntas específicas .......................................................................................... 17
1.3. Hipótesis de la investigación ................................................................................. 17
1.3.1. Hipótesis general ................................................................................................. 17
1.3.2. Hipótesis específicas ........................................................................................... 18
1.4. Objetivos de la investigación ................................................................................ 18
1.4.1. Objetivo general .................................................................................................. 18
1.4.2. Objetivos específicos .......................................................................................... 18
1.5. Justificación de la investigación ............................................................................ 19
1.6. Limitaciones del estudio ........................................................................................ 20
1.7. Viabilidad del estudio ............................................................................................ 20

CAPÍTULO II
REVISIÓN DE LITERATURA
2.1. Antecedentes de la investigación .......................................................................... 21
2.2. Marco Teórico ....................................................................................................... 24
2.2.1. La mecánica de rocas y la geomecánica ............................................................. 24
2.2.1.1. Mapeos geomecánicos ...................................................................................... 25
2.2.1.2. Caracterización del macizo rocoso ................................................................... 42
2.2.1.3. Clasificación geomecánica de la masa rocosa .................................................. 47
2.2.1.4. Zonificación geomecánica de la masa rocosa ................................................... 56
2.2.1.5. Propiedades físico mecánicas de la roca ........................................................... 57
2.2.1.6. Condiciones de presencia de agua subterránea ................................................. 62
2.2.1.7. Condiciones de esfuerzos in-situ ...................................................................... 63
2.2.2. Voladura controlada ............................................................................................ 64
2.2.2.1. Voladura de pre-corte ....................................................................................... 64
2.2.2.2. Voladura de re-corte ......................................................................................... 65
2.2.2.3. Voladura amortiguada ...................................................................................... 66
2.2.2.4. Perforación en línea .......................................................................................... 67
2.2.2.5. Diseño de voladura de pre-corte ....................................................................... 69
2.2.2.6. Características físico-químicas del explosivo para diseño de voladura............ 74
2.2.2.7. Evaluación del resultado de voladura de pre-corte ........................................... 79
2.3. Marco Conceptual ................................................................................................. 82
CAPÍTULO III
MATERIALES Y MÉTODOS
3.1. Ubicación geográfica del estudio .......................................................................... 86
3.1.1. Ubicación y acceso.............................................................................................. 86
3.1.2. Geomorfología .................................................................................................... 88

3.1.2.1. Laderas.............................................................................................................. 88
3.1.2.2. Quebradas ......................................................................................................... 88
3.1.2.3. Terrazas ............................................................................................................ 89
3.1.3. Geología regional ................................................................................................ 89
3.1.3.1. Grupo San José (ordovícico inferior - medio) .................................................. 90
3.1.3.2. Formación Sandia (ordovícico superior) .......................................................... 91
3.1.3.3. Formación Ananea (siluro- devoniano inferior) ............................................... 92
3.1.3.4. Grupo Cabanillas (devoniano medio superior) ................................................. 92
3.1.3.5. Grupo Tarma (carbonífero superior) ................................................................ 93
3.1.4. Geología local ..................................................................................................... 93
3.1.4.1. Depósitos cuaternarios ...................................................................................... 93
3.1.4.2. Depósitos aluviales ........................................................................................... 93
3.1.4.3. Depósitos fluviales ........................................................................................... 94
3.1.5. Estratigrafía ......................................................................................................... 94
3.2. Tipo y diseño metodológico .................................................................................. 96
3.2.1. Tipo de investigación .......................................................................................... 96
3.2.2. Diseño de la investigación .................................................................................. 97
3.2.2.1. Metodología de la evaluación geomecánica ..................................................... 97
3.2.2.2. Metodología del diseño y análisis de la voladura controlada de pre-corte ....... 99
3.3. Población y muestra ............................................................................................ 101
3.3.1. Población ........................................................................................................... 101
3.3.2. Muestra.............................................................................................................. 102
3.4. Operacionalización de las variables .................................................................... 103
3.4.1. Variable independiente ..................................................................................... 103
3.4.2. Variable dependiente......................................................................................... 103

3.5. Técnicas e instrumentación de recolección de datos ........................................... 105
3.5.1. Recursos necesarios .......................................................................................... 105
3.5.1.1. Equipos e instrumentos de campo .................................................................. 105
3.5.1.2. Equipos e instrumentos de gabinete ............................................................... 106
3.5.1.3. Software e información .................................................................................. 106
3.6. Técnicas para el procesamiento de información ................................................. 106
3.6.1. Bases de datos ................................................................................................... 107
3.6.2. Hojas de cálculo de Excel ................................................................................. 107
3.6.3. Software de proyección estereográficas (Dips 6.0) .......................................... 107
3.6.4. Software de simulación de voladura (JK 2DBench). ........................................ 107
CAPÍTULO IV
RESULTADOS Y DISCUSIÓN
4.1. Evaluación geomecánica del macizo rocoso ....................................................... 108
4.1.1. Caracterización del macizo rocoso ................................................................... 108
4.1.1.1. Registro de mapeos geomecánicos ................................................................. 108
4.1.1.2. Aspectos litológicos ........................................................................................ 109
4.1.1.3. Propiedades de la roca intacta ........................................................................ 109
4.1.1.4. Distribución de las discontinuidades .............................................................. 111
4.1.2. Clasificación del macizo rocoso ....................................................................... 114
4.1.3. Zonificación geomecánica de masa rocosa ....................................................... 117
4.2. Diseño de la voladura controlada de pre-corte .................................................... 120
4.2.1. Presión de detonación para taladros de pre-corte.............................................. 122
4.2.2. Factor de carga para taladros de pre-corte ........................................................ 125
4.2.3. Espaciamiento de taladros de pre-corte ............................................................ 127
4.3. Evaluación del resultado de la voladura controlada de pre-corte ........................ 132

4.3.1. Perfil del talud conformado sin voladura controlada ........................................ 132
4.3.2. Perfil del talud conformado con voladura controlada de pre-corte ................... 133
4.3.3. Comparación de niveles de daño en el talud por voladura ............................... 134
V. CONCLUSIONES.................................................................................................. 137
VI. RECOMENDACIONES ...................................................................................... 139
VII. BIBLIOGRAFIA ................................................................................................ 140
ANEXOS ...................................................................................................................... 143
Área : Ingeniería de Minas

Tema : Mecánica de Rocas, Geomecánica y Geotecnia
FECHA DE SUSTENTACIÓN: 04 de enero del 2021
ÍNDICE DE FIGURAS
Figura 2.1. Esquema de clasificación de las rocas simplificado. .................................... 27
Figura 2.2. Discontinuidades durante la formación de la roca. ...................................... 28
Figura 2.3. Discontinuidades posteriores a causas tectónicas – esquistosidad. .............. 29
Figura 2.4. Discontinuidades posteriores a causas tectónicas – fallas y diaclasas. ........ 30
Figura 2.5. Medida de la orientación de las discontinuidades. ....................................... 30
Figura 2.6. Sistema o familia de discontinuidades. ........................................................ 31
Figura 2.7. Espaciado entre discontinuidades. ................................................................ 32
Figura 2.8. Persistencia o continuidad de las discontinuidades. ..................................... 33
Figura 2.9. Apertura de las discontinuidades. ................................................................. 34
Figura 2.10. Rugosidad de las discontinuidades. ............................................................ 35
Figura 2.11. Caracterización de los diferentes tipos de rugosidad. ................................ 36
Figura 2.12. Relleno en las discontinuidades. ................................................................ 37
Figura 2.13. Meteorización de los labios de las discontinuidades. ................................. 38
Figura 2.14. Presencia de agua en los macizos rocosos.................................................. 39
Figura 2.15. El ciclo geoquímico de las rocas. ............................................................... 43
Figura 2.16. Estructura del macizo rocoso. .................................................................... 45
Figura 2.17. Planos de estratificación. ............................................................................ 45
Figura 2.18. Planos estructurales del macizo rocoso. ..................................................... 46
Figura 2.19. Parámetros de RMR. .................................................................................. 50
Figura 2.20. Tipos de sostenimiento según el índice Q. ................................................. 53
Figura 2.21. Índice de resistencia geológica en macizos rocosos fracturados. ............... 54
Figura 2.22. Índice de resistencia geológica en macizos rocosos estratificados. ........... 55
Figura 2.23. Cohesión y ángulo de fricción para bloques de roca. ................................. 60
Figura 2.24. Voladura de pre-corte. ................................................................................ 65

Figura 2.25. Voladura de re-corte. .................................................................................. 66
Figura 2.26. Voladura amortiguada. ............................................................................... 67
Figura 2.27. Perforación en línea. ................................................................................... 69
Figura 2.28. Inclinación de los taladros de pre-corte. ..................................................... 74
Figura 2.29. Desarrollo de una detonación. .................................................................... 75
Figura 2.30. Cálculo de factor de cañas visibles. ............................................................ 80
Figura 2.31. Obtención de perfiles mediante equipo laser. ............................................ 82
Figura 3.1. Ubicación de la zona de estudio. .................................................................. 87
Figura 3.2. Mapa geológico de la zona. .......................................................................... 90
Figura 3.3. Estratigrafía de la zona de estudio. ............................................................... 95
Figura 3.4. Diagrama de flujo de la evaluación geomecánica. ....................................... 98
Figura 3.5. Diagrama de flujo del diseño y evaluación de la voladura de pre-corte. ... 101
Figura 4.1. Diagrama estereográfico de dispersión de polos. ....................................... 112
Figura 4.2. Diagrama estereográfico de contornos y círculos máximos. ...................... 112
Figura 4.3. Diagrama de roseta. .................................................................................... 113
Figura 4.4. Valoración RMR y número de mapeos geomecánicos. ............................. 117
Figura 4.5. Zonificación según RMR y calidad del macizo rocoso .............................. 118
Figura 4.6. Presión de detonación y UCS de la roca. ................................................... 125
Figura 4.7. Factor de carga y diámetro de la carga explosiva. ..................................... 127
Figura 4.8. Distancia entre taladros y diámetro de la carga explosiva. ........................ 128
Figura 4.9. Diseño y distribución de la carga explosiva en taladros de pre-corte. ....... 130
Figura 4.10. Fotografía de presencia de sobrerotura hacia atrás (back break). ............ 132
Figura 4.11. Fotografía de presencia de bloques suspendidos en el talud. ................... 133
Figura 4.12. Fotografía de la voladura de pre-corte con talud definido. ...................... 133
Figura 4.13. Fotografía de la pared del talud estable con voladura de pre-corte. ......... 134
ÍNDICE DE TABLAS
Tabla 2.1. Condición de espaciado de las discontinuidades. .......................................... 32
Tabla 2.2. Condición de persistencia de las discontinuidades. ....................................... 33
Tabla 2.3. Condición de apertura de las discontinuidades. ............................................. 34
Tabla 2.4. Filtraciones en macizos rocosos sin relleno................................................... 40
Tabla 2.5. Filtraciones en macizos rocosos con relleno. ................................................ 40
Tabla 2.6. Características resistentes de las rocas. ......................................................... 41
Tabla 2.7. Interpretación de los valores de RQD. ........................................................... 42
Tabla 2.8. Sistema de clasificación de RMR. ................................................................. 48
Tabla 2.9. Interpretación de los valores de RMR. .......................................................... 50
Tabla 2.10. Interpretación del índice Q. ......................................................................... 52
Tabla 2.11. Sensitividad de los explosivos. .................................................................... 76
Tabla 2.12. Velocidad de detonación (m/s). ................................................................... 77
Tabla 2.13. Presión de detonación (Kbar). ..................................................................... 78
Tabla 2.14. Densidad de productos explosivos (g/cm3). ................................................ 78
Tabla 2.15. Niveles de daño por voladura en taludes rocosos. ....................................... 81
Tabla 3.1. Coordenadas geográficas UTM. .................................................................... 86
Tabla 3.2. Ruta de acceso a la zona de estudio. .............................................................. 87
Tabla 3.3. Matriz de operacionalización de las variables. ............................................ 104
Tabla 4.1. Resumen de datos de mapeo geomecánico obtenidos en campo. ................ 108
Tabla 4.2. Litología de la zona de estudio. ................................................................... 109
Tabla 4.3. Resultado del ensayo de peso específico de la roca. ................................... 110
Tabla 4.4. Resultado del índice de rebote del martillo Schmidt. .................................. 110
Tabla 4.5. Resultado al corte directo en discontinuidades. ........................................... 111
Tabla 4.6. Resultados de los sistemas de discontinuidades estructurales. .................... 111

Tabla 4.7. Clasificación RMR del macizo rocoso. ....................................................... 115
Tabla 4.8. Clasificación índice Q del macizo rocoso. .................................................. 116
Tabla 4.9. Clasificación GSI del macizo rocoso. .......................................................... 117
Tabla 4.10. Resultado de la zonificación geomecánica del macizo rocoso. ................. 118
Tabla 4.11. Resultados por el tipo de carga y presión de detonación. .......................... 124
Tabla 4.12. Resultado de cantidad de carga de explosivo. ........................................... 126
Tabla 4.13. Resultado del espaciamiento según diámetro del explosivo...................... 128
Tabla 4.14. Comparación de daños por voladura en taludes rocosos. .......................... 134
ÍNDICE DE ACRÓNIMOS
UCS : Resistencia a la compresión uniaxial
MPa : Megapascales
RMR : Valoración de la masa rocosa
Kbar : Kilobares
FCV : Factor de cañas visibles
Kg/m2 : Kilogramos por metro cuadrado
VOD : Velocidad de detonación
Buffer : Taladros de amortiguación
RQD : Designación de la calidad de roca
GSI : Índice de resistencia geológica
ISRM : Sociedad Internacional de Mecánica de Rocas
ASTM : Asociación Americana de Ensayo de Materiales
ANFO : Explosivo formado por nitrato de amonio y combustible
KN/m3 : Kilonewton por metro cubico
ρ : Peso específico
IR : Índice de rebote del martillo Schmidt
Pbi : Presión en las paredes del taladro
δexp : Densidad del explosivo
f : Razón de desacoplamiento
Dh : Diámetro del taladro
De : Diámetro del explosivo
S : Espaciamiento entre taladros

RESUMEN
El presente estudio de investigación, se realizó durante la construcción de la
carretera Chontabamba – Concevidayoc, ubicada en la cuenca de San Miguel, distrito de
Vilcabamba – La Convención – Cusco. El problema es que no se tenía un control
adecuado de la voladura en la excavación del macizo rocoso, que se ubica entre las
progresivas del km 05+100 al km 06+300, lo cual genera sobrerotura hacia atrás (back
break) en la conformación del talud. Es así que el objetivo fue evaluar geomecánicamente
dicho macizo rocoso, para diseñar y evaluar adecuadamente una voladura controlada de
pre-corte, y así minimizar la sobrerotura hacia atrás; la metodología de investigación
utilizada es de tipo aplicada – cuantitativa, y de nivel experimental, la misma que contiene
la caracterización del macizo rocoso con 47 mapeos geomecánicos, determinando que la
roca predominante es pizarra con un UCS de 135 MPa, y según la clasificación RMR de
Bieniawski (1989) la roca es regular – IIIA; además, según la disponibilidad del equipo,
el diámetro de perforación utilizado fue de 3.0 pulgadas, y en base a ello se determinó
que para los taladros de pre-corte corresponde utilizar explosivo ANFO con un factor de
carga de 0.74 Kg/m2, un diámetro de carga explosiva de 1.5 pulgadas (carga desacoplada)
y un espaciamiento de 1.0 m, generándose una presión de detonación de 136.54 MPa, el
mismo que corresponde al orden del UCS de la roca, esto según Enaex (2002) y GeoBlast
S.A. (2008). En ese sentido es que se aplicaron 03 pruebas de voladura controlada de pre-
corte, que se evaluaron en base a López (1994) y Ashby (1980), mediante lo cual se
concluyó que los resultados conseguidos en la conformación del talud son satisfactorios,
lográndose minimizar la sobre rotura hacia atrás y obteniendo un talud definido.
Palabras Clave: Geomecánica, Voladura controlada, Macizo rocoso,
Discontinuidades, Fallas.
14
ABSTRACT
The present research study, was carried out during the construction of the
Chontabamba – Concevidayoc highway, located in the San Miguel basin, Vilcabamba
district – La Convención – Cusco. The problem is that there was not adequate control of
the blasting in the excavation of the rock mass, which is located between the progressives
from km 05 + 100 to km 06 + 300, which generates back break in the conformation of
the slope. Thus, the objective was to geomechanically evaluate said rock mass, to design
and properly evaluate a controlled pre-splitting blasting, and thus minimize back break;
the research methodology used is applied – quantitative, and experimental level, the same
one that contains the characterization of the rock mass with 47 geomechanical mappings,
determining that the predominant rock is slate with a UCS of 135 MPa, and according to
the RMR classification of Bieniawski (1989) the rock is regular – IIIA; also, depending
on the availability of the equipment, the drilling diameter used was 3.0 inches, and based
on this, it was determined that for the pre-splitting blastholes it corresponds to use ANFO
explosive with a load factor of 0.74 Kg/m2, an explosive load diameter of 1.5 inches
(uncoupled load) and a spacing of 1.0 m, generating a detonation pressure of 136.54 MPa,
the same that corresponds to the order of the UCS of the rock, this according to Enaex
(2002) and GeoBlast S.A. (2008). In this sense, 03 tests of controlled pre-splitting
blasting were applied, which were evaluated based on López (1994) and Ashby (1980),
whereby it was concluded that the results obtained in the conformation of the slope are
satisfactory, achieving to minimize back break and obtaining a defined slope.
Keywords: Geomechanics, Controlled blasting, Rock mass, Discontinuities,
Failures.
15
CAPÍTULO I
INTRODUCCIÓN
1.1. Planteamiento del problema
En la construcción de carreteras u obras viales, es de gran importancia la selección
de la maquinaria más idónea para realizar la excavación mecanizada, este proceso se da
mediante la acción directa de arranque de materiales que ofrecen menor resistencia a ser
excavados. El uso de la maquinaria se complica ante la presencia de macizos rocosos
como es el caso en la construcción de la carretera Chontabamba – Concevidayoc, entre
las progresivas del km 05+100 al km 06+300, en este caso es necesario emplear las
técnicas de perforación y voladura para su excavación, debido a que el macizo rocoso
presenta determinadas propiedades elásticas o de resistencia dinámica, físicas, mecánicas
y condiciones geológicas que influyen directamente sobre la determinación del sistema
de arranque. Por lo que hoy en día es de gran importancia que antes de iniciar con los
trabajos de perforación y voladura, se determinen los índices de las clasificaciones
geomecánicas, que se han convertido en una herramienta universal para el diseño y cierre
de labores mineras, y en los últimos años se están aplicando con éxito en la elección del
método de voladura a emplear en la excavación de macizos rocosos. Con esto se busca
minimizar la sobrerotura hacia atrás (back break) y también el daño a la resistencia
estructural del macizo rocoso (creación de nuevas fracturas y planos de debilidad antes
no críticos), durante la conformación del talud. Motivo por el cual se deben determinar
el tipo de explosivo a utilizar y controlar las cargas explosivas en los taladros para así
poder minimizar los daños en la pared del talud final.
16
1.2. Formulación del problema
1.2.1. Pregunta general
¿Cómo la evaluación geomecánica del macizo rocoso de la carretera
Chontabamba – Concevidayoc, ubicado entre las progresivas del km 05+100 al km
06+300, nos permitirá diseñar y evaluar adecuadamente la voladura controlada de pre-
corte, para minimizar la sobrerotura hacia atrás en la conformación del talud final?
1.2.2. Preguntas específicas
• ¿Cómo se evalúa geomecánicamente el macizo rocoso de la carretera
Chontabamba – Concevidayoc, ubicado entre las progresivas del km 05+100
al km 06+300, para definir sus condiciones físico – mecánicas y
estructurales?
• ¿Cómo se diseña adecuadamente la voladura controlada de pre-corte, para
minimizar la sobrerotura hacia atrás en la conformación del talud en el
macizo rocoso de la carretera Chontabamba – Concevidayoc?
• ¿Cómo es la evaluación del resultado de la voladura controlada de pre-corte,
para indicar si se logró minimizar la sobrerotura en la pared del talud del
macizo rocoso de la carretera Chontabamba – Concevidayoc?
1.3. Hipótesis de la investigación
1.3.1. Hipótesis general
La evaluación geomecánica del macizo rocoso de la carretera Chontabamba –
Concevidayoc, ubicado entre las progresivas del km 05+100 al km 06+300, nos permitirá
diseñar y evaluar adecuadamente la voladura controlada de pre-corte, para minimizar la
sobrerotura hacia atrás en la conformación del talud final.
17
1.3.2. Hipótesis específicas
• Evaluando geomecánicamente el macizo rocoso de la carretera
Chontabamba – Concevidayoc, ubicado entre las progresivas del km
05+100 al km 06+300, se definirán sus características físico – mecánicas
y estructurales.
• Diseñando adecuadamente la voladura controlada de pre-corte, se
minimizará la sobrerotura hacia atrás en la conformación del talud en el
macizo rocoso de la carretera Chontabamba – Concevidayoc.
• Evaluando el resultado de la voladura controlada de pre-corte, se indicará
si se logró minimizar la sobrerotura en la pared del talud del macizo rocoso
de la carretera Chontabamba – Concevidayoc.
1.4. Objetivos de la investigación
1.4.1. Objetivo general
Evaluar geomecánicamente el macizo rocoso de la carretera Chontabamba –
Concevidayoc, ubicado entre las progresivas del km 05+100 al km 06+300, lo que
permitirá diseñar y evaluar adecuadamente la voladura controlada de pre-corte, para
minimizar la sobrerotura hacia atrás en la conformación del talud final.
1.4.2. Objetivos específicos
• Evaluar geomecánicamente el macizo rocoso de la carretera Chontabamba –
Concevidayoc, ubicado entre las progresivas del km 05+100 al km 06+300,
para definir sus condiciones físico – mecánicas y estructurales.
• Diseñar adecuadamente la voladura controlada de pre-corte, para minimizar
la sobrerotura hacia atrás en la conformación del talud en el macizo rocoso
de la carretera Chontabamba – Concevidayoc.
18
• Evaluar el resultado de la voladura controlada de pre-corte, para indicar si se
logró minimizar la sobrerotura en la pared del talud del macizo rocoso de la
carretera Chontabamba – Concevidayoc.
1.5. Justificación de la investigación
La aplicación de voladuras inadecuadas en macizos rocosos, durante la
construcción de carreteras u obras viales causan inestabilidad a la pared del talud final a
obtener, ya que dicho procedimiento está sujeto a las condiciones geológico –
geomecánicas del macizo rocoso, y que son necesarias conocer para contribuir al
conocimiento del comportamiento estructural, físico, mecánico y tensional del mismo, a
la vez que se identifican las fallas y se analiza el esfuerzo – deformación en la excavación.
Por ende, es de suma importancia minimizar el daño que se pueda ocasionar a la pared
del talud final del macizo rocoso de la carretera Chontabamba – Concevidayoc, ubicado
entre las progresivas del km 05+100 al km 06+300. Por lo que la evaluación geomecánica
previa del macizo rocoso es fundamental al momento de determinar el tipo de excavación
a emplear, para así proceder con el diseño de los parámetros de perforación adecuados y
de las propiedades de los explosivos a utilizar en la aplicación del método de voladura
controlada por pre-corte para minimizar la sobrerotura hacia atrás, la concentración de
carga por taladro, el debilitamiento de la pared del talud final y consecuentemente la
reducción de costos. Dicho debilitamiento de la pared del talud final puede causar la
necesidad de invertir en sistemas de sostenimiento artificial muy costosos o de lo
contrario en la sobreexcavación de la pared del talud hasta que presente la estabilidad
necesaria. Con la obtención de un talud final estable se mitiga el peligro potencial que
implica la ocurrencia de fenómenos de geodinámica externa, que pueden causar
accidentes por deslizamientos y/o caída de rocas provocando pérdidas de vidas humanas
19
y de bienes muebles e inmuebles. Además, de garantizar el tráfico seguro y permanente
de los usuarios.
1.6. Limitaciones del estudio
En el presente estudio de investigación titulado “Evaluación geomecánica para el
diseño de voladura controlada en el talud de la carretera Chontabamba – Concevidayoc,
entre las progresivas del km 05+100 al km 06+300”, se considera una la limitación
metodológica los escasos estudios de evaluaciones geomecánicas en macizos rocosos
realizados en la zona, para determinar la voladura controlada a aplicar en la construcción
de carreteras u obras viales, ya que la mayoría de estudios relaciona la evaluación
geomecánica en taludes con el tipo de sostenimiento a utilizar. Indicar además que no se
tiene limitaciones metodológicas respecto al tamaño de muestra, a los datos disponibles
y/o confiables y a la recolección de datos.
1.7. Viabilidad del estudio
El trabajo de investigación es viable, puesto que en relación al aspecto económico
se cuenta con el apoyo de la empresa Aaron Ingenieros Constructores & Consultores
E.I.R.L., la misma que realiza los trabajos de perforación y voladura en el macizo rocoso
de la carretera Chontabamba – Concevidayoc, entre las progresivas del km 05+100 al km
06+300. Así mismo, es viable porque la investigación servirá para que el personal
colaborador adquiera conocimientos y/o capacitación, y de esa forma podrán realizar los
trabajos operacionales de forma segura y confiable, lo cual será reflejado en la reducción
de sus índices de accidentabilidad y costos de las operaciones.
20
CAPÍTULO II
REVISIÓN DE LITERATURA
2.1. Antecedentes de la investigación
Huallpachoque (2018), centra su estudio en el diseño y evaluación de voladuras
para obras civiles en el proyecto minero Las Bambas, donde concluye que el uso de la
técnica de voladura de precorte sirvió para obtener taludes con paredes uniformes en el
contorno de la obra civil; también, sirvió como un filtro para reducir la vibración tras el
impacto de detonación de los taladros de producción. Así mismo, el uso de factores de
carga mínimos entre 0.20 – 0.30 Kg/m3, resultaron adecuados para controlar la voladura,
pero se compromete la fragmentación de la roca, resultando de tamaño regular ó
excavable.
Un estudio acerca del diseño y evaluación de la voladura de pre-corte en el tajo
Pomarani – Untuca – Coripuno SAC. 2016 en Ramos (2017), indica que los resultados
de las pruebas de voladura controlada en los taladros de pre-corte realizado en el tajo
Pomarani para un tipo de roca DE-IIIB (Dominio estructural) con resistencia del macizo
rocoso de 101 MPa los taladros de pre-corte deben ser cargados con ANFO utilizando
bolsas especiales de plástico de 2.0 pulg. de diámetro (carga desacoplada) y también se
concluye que los taladros de pre-corte con espaciamientos mayores a 1.0 m presentaron
rocas colgadas en las paredes del talud final, que ocasionó trabajos adicionales de
limpieza, en cambio con espaciamiento entre taladros de pre-corte igual o menores a 1.0
m han resultado ser satisfactorios por ende se concluye que la distancia óptima es de 1.0
m de taladro a taladro para voladura de pre-corte con una carga explosiva de 3.2 kg por
taladro. Además, En la evaluación del resultado de voladura de pre-corte, acorde al
21
método visual, López (1994), y la comparación de niveles de daño por voladura en taludes
rocosos Ashby (1980), los resultados obtenidos se encuentran en el nivel de daños 2 –
moderado, por consiguiente, son satisfactorios para el diseño de voladura de pre-corte,
logrando minimizar la sobre rotura y evitar bloques suspendidos en la pared de talud final.
Nina (2017), estudia la evaluación geomecánica y estabilidad de labores en el
proyecto San Gabriel de la Cia. De minas Buenaventura, donde concluyo que se realizó
la evaluación de las características geomecánicas del sitio, a través de la realización de
ensayos de laboratorio y mapeo de campo de 40 estaciones geomecánicas por el método
de celdas o ventanas, obteniéndose las características típicas del macizo rocoso presente
en el Proyecto San Gabriel. Teniendo las siguientes características: Se presentan 5
familias de discontinuidades relevantes, con un RQD de valor medio a bueno, espaciados
muy junto a extremadamente junto, persistencia media a alta, con superficies rugosa,
apertura angosta, relleno típico de óxido y condición de humedad. La clasificación
geomecánica nos muestra que el Proyecto San Gabriel presenta un tipo de roca regular a
buena calidad.
Un estudio realizado para la aplicación de voladura controlada de pre-corte en
Montesinos (2017), concluye que el método de la voladura controlada por el
procedimiento pre – corte en el proceso constructivo de la carretera Lima – Canta – La
viuda Unish a nivel del sub rasante se ha llegado a establecer resultados aceptables desde
el punto de vista técnico – normativo del proceso constructivo de vías, evitando
operaciones de corrección que lo por general demandan innecesariamente costos
adicionales que evita a su vez una demanda social; por los riesgos que generalmente
presentan las carreteras de la red vial”.
Del Solar (2014), realizo el estudio de control de talud en fase 4 de División
Andina, donde considera que lo más importante de la línea de precorte es generar el plano
22
de discontinuidad en el macizo rocoso, sin este, el precorte no producirá el efecto de
amortiguamiento deseado y no se obtendrán los parámetros de diseño establecidos para
la pared (línea de programa, distancia pata-pata, altura de banco, inclinación del talud,
etc.).
Un informe de diseño de pre-corte en Southern Perú (2014), concluye que el
resultado de diseño de pre corte obtenido en la mina Toquepala, obtuvo una presión de
detonación de 123.06 MPa (considerando en taladros secos) para roca dacita, con
espaciamiento de 2.1 m y con diámetro de perforación de 5.0 pulg, obteniendo en el
resultado de la voladura un talud estable, para ello realizó la evaluación de la voladura
usando el método cuantitativo factor de cañas visible FCV.
Llanco (2012), evaluó la voladura basada en las clasificaciones geomecánicas en
la CIA. Consorcio Minero Horizontes-U/P Culebrillas, en donde considera que la
aplicación de las clasificaciones geomecánicas en la voladura ha reducido el factor de
potencia, consumo especifico, numero de taladros como también ha mejorado la
distribución de la malla de perforación. Como objeto de estudio es determinar la
influencia de la voladura basada en las clasificaciones geomecánicas y demostrar que si
se puede involucrar la variable geomecánica (RMR, GSI y RQD) en las ecuaciones de
diseño de voladura.
Córdova (2008), realizo el estudio de la geomecánica en el minado subterráneo
caso mina Condestable, en el que concluyo que la zonificación geomecánica de la masa
rocosa ha indicado que los dominios estructurales están asociados al tipo de roca, según
este criterio, se han establecido cuatro zonas o dominios geomecánicos: Dominio A
conformado por lava andesítica, Dominio B conformado por pórfido dacítico andesítico,
Dominio C por tufos y Dominio D por brechas. Las características de calidad de estos
23
dominios, corresponden a las características de calidad del tipo de rocas que lo
conforman, con los valores de RMR dados en la conclusión anterior.
2.2. Marco Teórico
2.2.1. La mecánica de rocas y la geomecánica
En Practical Rock Engineering indica que, desde el punto de vista de aplicación
a los problemas prácticos de ingeniería, la mecánica de rocas está relacionada con la
aplicación de los principios de la mecánica ingenieril al diseño de estructuras rocosas. La
estructura en este caso estará constituida por la masa rocosa en la que, por efecto de haber
practicado en la misma una excavación, se ha producido un cambio de esfuerzos con
respecto a su situación original, lo que trae como consecuencia la necesidad de garantizar
la estabilidad de toda la zona. (Hoek, 2006).
De igual manera en Introduction to Rock Mechanics dice que, la experiencia ha
demostrado que la estabilidad de una excavación rocosa depende de los esfuerzos de
campo pre-existentes, de la forma, orientación y dimensiones de la excavación, de la
estructura, y calidad del macizo rocoso. Obviamente, estos conceptos indican claramente
que la mecánica de rocas está relacionada a la línea principal de la mecánica clásica y a
la mecánica continua, pero varios factores específicos la identifican como un campo de
la ingeniería distinta y coherente. (Goodman, 1989).
También Oyanguren (2004), en Mecánica de Rocas: Fundamentos e Ingeniería
de Taludes se define que, desde que la mecánica de rocas es una disciplina distinta y
coherente, su aplicación práctica efectiva demanda su integración filosófica con otras
áreas que tratan con la respuesta mecánica de todos los materiales geológicos, todo esto
en conjunto es lo que se denomina la Geomecánica. Luego, la mecánica de rocas vendrá
acompañada principalmente por la geología estructural, la hidrogeología y la geofísica;
juntos conforman la base conceptual y verdadera, a partir de la cual se puede desarrollar
24
procedimientos para la predicción y control del comportamiento de estructuras rocosas.
Además, se debe tener presente que, a pesar de tener algunos principios básicos comunes,
existe marcada diferencia entre la mecánica de rocas y la mecánica de suelos, por lo que
estas deben ser consideradas como disciplinas complementarias más que mutuamente
inclusivas.
De los conceptos dados, una definición ampliamente aceptada en la actualidad es
aquella ofrecida inicialmente por U.S. National Comitte on Rock Mechanics en 1964 y
luego modificada en 1974: … “La mecánica de rocas es la ciencia teórica y aplicada que
estudia el comportamiento mecánico de las rocas y de los macizos rocosos. Seria pues la
rama de la ingeniería dedicada al estudio de la respuesta de las rocas y macizos rocosos
al campo de fuerzas que actúan en su entorno” …
Uno de los aspectos importantes al realizar la evaluación geomecánica para el
minado es preparar la información geomecánica básica, tema a donde va dirigido la
presente tesis. Por lo que se dan los siguientes aspectos:
2.2.1.1. Mapeos geomecánicos
El primer paso es el acopio de la información geomecánica que se debe llevar a
cabo mediante diferentes tipos de mapeos geotécnicos. Los métodos de mapeo geotécnico
más confiables son los que se realizan directamente sobre afloramientos de macizos
rocosos, estos métodos son los convencionales y comprenden el “método de líneas en
detalle” y el “método de celdas en detalle”. En el primer caso el mapeo se lleva a cabo a
través de una línea extendida a través del afloramiento rocoso, y en el segundo caso el
mapeo se realiza sobre un área de afloramiento rocoso de extensión variable, sea en
superficie o en subterráneo. Los lugares del mapeo, denominados también estaciones de
medición, deberán ser colocados en los planos geológicos – geomecánicos. (Córdova,
2008).
25
El mismo, Córdova (2008), indica que cuando no se dispone de afloramientos
rocosos, se pueden aprovechar los testigos de las perforaciones diamantinas para realizar
sobre ellos el mapeo geotécnico de la masa rocosa en donde se ubican estas perforaciones.
Quedan también las alternativas de realizar el mapeo geotécnico en el interior de taladros
perforados en la masa rocosa, utilizando mecanismos de endoscopia, y el mapeo
geotécnico utilizando la fotogrametría.
Finalmente, lo recomendable es que los parámetros de observación y medición
deben ser obtenidos en formatos de registro diseñados para cada evaluación,
adecuándolos a las normas sugeridas por la Sociedad Internacional de Mecánica de Rocas
(ISRM – International Society for Rock Mechanics).Los parámetros más importantes a
ser mapeados, sin ser limitativos, son: tipo de roca, tipo de sistema de discontinuidad,
orientación, espaciado, persistencia, apertura, rugosidad, tipo de relleno, espesor del
relleno, intemperización y presencia de agua. Adicionalmente se deben registrar datos
sobre el UCS y la frecuencia de fracturamiento, en este último caso para obtener el RQD.
a. Tipo de roca
Las rocas se pueden definir como agregados o conjunto de una o varias sustancias
minerales que forman macizos, que ocupan grandes extensiones de la corteza terrestre o
lo que es lo mismo, que son el principal elemento constructivo de la litosfera. (Alejano,
et al., 2018).
En geología se denomina roca a cada uno de los diversos materiales sólidos,
formados por cristales o granos de uno o más minerales, de que está hecha la parte sólida
de la Tierra y otros cuerpos planetarios. En la Tierra la corteza está hecha de roca. El
estudio de las rocas se denomina petrología. Las rocas se forman mediante varios
mecanismos (procesos petrogénicos), según un ciclo cerrado, llamado ciclo litológico o
ciclo de las rocas, en el cual pueden intervenir incluso seres vivos. Las rocas están
26
constituidas, en general, por mezclas heterogéneas de diversos materiales homogéneos y
cristalinos, es decir, minerales. (Oyanguren, 2004). Las rocas se pueden clasificar
atendiendo a sus propiedades, como la composición química, la textura, la permeabilidad,
entre otras. En cualquier caso, el criterio más usado es el origen (Figura 2.1), es decir, el
mecanismo de su formación. De acuerdo con este criterio se clasifican en ígneas (o
magmáticas), sedimentarias y metamórficas.
Figura 2.1. Esquema de clasificación de las rocas simplificado.

Fuente: Alejano, et al., (2018).
b. Tipo de sistema de discontinuidad
Una discontinuidad es aquella superficie del macizo rocoso que, o bien está
abierta, o bien puede abrirse fácilmente a causa de las tensiones inducidas en el macizo
por la excavación, es decir, no en todos los casos la discontinuidad es un plano de
separación preexistente. (Alejano, et al., 2018).
27
Las superficies de discontinuidad pueden aparecer durante la formación de la roca
(Figura 2.2) como: planos de estratificación (litología homogénea, origen deposicional,
superficies de erosión), planos de laminación (aspecto laminar), foliación primaria de
rocas plutónicas y como contactos litológicos (separación entre rocas distintas).
Figura 2.2. Discontinuidades durante la formación de la roca.

Fuente: Oyanguren, (2004).
Así como también, las superficies de discontinuidad pueden aparecer posterior a
la formación de la roca, por causas tectónicas donde se da: la esquistosidad y las fracturas.
(Alejano, et al., 2018).
De la esquistosidad (Figura 2.3) se tiene cuatro tipos y son: esquistosidad de
fractura (producida por multitud de microfallas o micropliegues-falla muy próximos),
28
esquistosidad de flujo (producida por el aplastamiento más reajuste en la textura de la
roca), foliación metamórfica y pizarrosidad.
De las fracturas (Figura 2.4) se tiene dos tipos los cuales son: fallas (existe
desplazamiento) y diaclasas (denominadas vulgarmente “juntas”).
Figura 2.3. Discontinuidades posteriores a causas tectónicas – esquistosidad.

29
Figura 2.4. Discontinuidades posteriores a causas tectónicas – fallas y diaclasas.
c. Orientación
Es la posición de la discontinuidad en el espacio, la tendencia es definir las
discontinuidades por la dirección de buzamiento (o rumbo) y el buzamiento. El
buzamiento se define como la inclinación de la línea de máxima pendiente del plano
medio de discontinuidad, medida desde la horizontal. La dirección de buzamiento se mide
desde el norte verdadero en el sentido de las agujas del reloj (Figura 2.5).
Figura 2.5. Medida de la orientación de las discontinuidades.

Conviene medir un buen número de discontinuidades para poder definir distintas
familias. Cuando un grupo de discontinuidades se presentan con similar orientación o
30
dicho en otras palabras son aproximadamente paralelas, se dice que éstas forman un
“sistema” o una “familia” de discontinuidades (Figura 2.6). (Alejano, et al., 2018).
Figura 2.6. Sistema o familia de discontinuidades.

d. Espaciado
Es la distancia entre discontinuidades de una misma familia, medida
perpendicularmente a los planos de esta.
El espaciado marca el tamaño de los bloques de roca, así como la deformación
del macizo y su resistencia al corte. También marca la circulación de agua (figura 2.7).
31
Figura 2.7. Espaciado entre discontinuidades.
De la misma manera Bieniawski (1989) define que: El espaciado de las
discontinuidades es el promedio entre los planos de debilidad en el macizo rocoso en la
dirección perpendicular al plano de la discontinuidad.
Tabla 2.1. Condición de espaciado de las discontinuidades.

Descripción Espaciado
Espaciado muy cerrado < 6 cm.
Espaciado cerrado 6 – 20 cm.
Espaciado moderado 20 – 60 cm.
Espaciado abierto 60 cm. – 2 m.
Espaciado muy abierto > 2 m.
Fuente: Brown, (1981).
e. Persistencia
La dimensión se refiere a la extensión en área de las juntas (Figura 2.8). Para
cuantificarla es necesario observar las longitudes de las superficies estudiadas en los
afloramientos. En función del tamaño medio observado in‐ situ, las diferentes familias de
juntas se clasifican en: continuas, subcontinuas y discontinuas. (Alejano, et al., 2018).
32
Figura 2.8. Persistencia o continuidad de las discontinuidades.
Para describir la persistencia de las estructuras se sugiere usar las definiciones de
la ISRM que se reseñan en la Tabla 2.2, se recomienda complementar la persistencia con
información relativa al tipo de término que presentan las estructuras de un set dado.
Tabla 2.2. Condición de persistencia de las discontinuidades.

Descripción Persistencia
Persistencia muy pequeña < 1 m.
Persistencia pequeña 1 – 3 m.
Persistencia media 3 – 10 m.
Persistencia alta 10 – 20 m.
Persistencia muy alta > 20 m.
f. Apertura
Es la distancia perpendicular que separa las paredes adyacentes de roca de una
discontinuidad abierta. Distinto del “espesor de relleno” (Figura 2.9).
La apertura se debe a desplazamientos de tipo cortante en juntas rugosas, o a
tracciones, lavado o disolución. Las aperturas en profundidad son normalmente inferiores
a 0.5 mm, y menores que las visibles en afloramientos. Se observan bien con pintura. Se
33
pueden medir con láminas calibradas. Conviene tomar varias medidas por discontinuidad.
Figura 2.9. Apertura de las discontinuidades.

Las aperturas visibles (oxidación, meteorización) corresponden a
discontinuidades alteradas, por lo que son probablemente mayores que aquellas que
existen en profundidad.
Tabla 2.3. Condición de apertura de las discontinuidades.

Descripción Apertura
Apertura cerrada 0
Apertura muy angosta < 0.1 mm
Apertura angosta 0.1 – 1.0 mm.
Apertura abierta 1.0 – 5.0 mm.
Apertura muy abierta > 5 mm.
g. Rugosidad
La rugosidad es la medida de la irregularidad o separación del plano de una
discontinuidad real (Figura 2.10). Es el factor determinante de la resistencia al corte. A
34
medida que aumenta la apertura esta importancia disminuye, así como al aumentar el
espesor de relleno o cualquier desplazamiento sufrido con anterioridad.
Figura 2.10. Rugosidad de las discontinuidades.

Se caracteriza la rugosidad de una discontinuidad por su ondulación y aspereza.
Las ondulaciones son rugosidades a gran escala mientras que la aspereza es una rugosidad
a pequeña escala. La ondulación puede definirse mediante el ángulo “i”.
El JRC (Joint Roughness Coeficient) en Alejano, et al. (2018), se estima mediante
el perfilómetro o peine de Barton, además de que existe una escala que representa nueve
grados de rugosidad (Figura 2.11), en relación con el JRC: rugosa-escalonada, lisa-
escalonada, pulida-escalonada, rugosa-ondulada, lisa-ondulada, pulida-ondulada,
rugosa-plana, lisa-plana y pulida-plana.
35
Figura 2.11. Caracterización de los diferentes tipos de rugosidad.
Fuente: Barton et al., (1974).
h. Relleno
El relleno es el material que se encuentra entre los labios de una junta. Su anchura
es el espesor de relleno (Figura 2.12). Para analizarlo se deben considerar los siguientes
factores (Alejano, et al., 2018): mineralogía del material de relleno, tamaño de las
partículas y granulometría, relación de sobre-consolidación, contenido en agua y
permeabilidad, desplazamientos cortantes previos, rugosidad de las paredes, espesor y
fracturación o aplastamiento de los labios.
36
Figura 2.12. Relleno en las discontinuidades.
Para obtener una adecuada información del relleno se suele medir el máximo y el
mínimo espesor, si hay variación puede deberse a desplazamientos cortantes, conviene
dar una idea de la meteorización de los labios de la junta y dibujar esquemas o adjuntar
fotografías de lo que se observa, así mismo se definirá la mineralogía, granulometría y
en su caso tomar muestras.
i. Meteorización
Se refiere a saber qué tan deteriorada está la roca que está cerca a la
discontinuidad. Indique si ésta se encuentra fresca, ligeramente meteorizada,
moderadamente meteorizada, muy meteorizada o descompuesta. La resistencia a
compresión simple de los labios de la discontinuidad (JCS = Joint Compressive Strength)
puede expresarse de la siguiente forma:
➢ En función del grado de meteorización del material rocoso y del macizo
rocoso JCS = c / k. Dónde: k = 2,5 rocas duras y sanas; k = 5 rocas medias;
k = 10 rocas blandas y meteorizadas.
37
➢ Mediante ensayos manuales, tomando como material representativo el de
las paredes de las discontinuidades.
➢ A partir del ensayo del martillo de Schmidt, aplicado en posición
perpendicular al labio o borde de la junta o discontinuidad (Figura 2.13).
Figura 2.13. Meteorización de los labios de las discontinuidades.

j. Presencia de agua
En los macizos rocosos la circulación de agua se realiza principalmente a lo largo
de las discontinuidades (permeabilidad secundaria). Sin embargo, en rocas sedimentarias
se produce sobre todo por los poros de la roca (permeabilidad primaria) (Figura 2.14).
Conviene describir la circulación de aguas en juntas y familias y adjuntar fecha de toma
de datos y datos meteorológicos. Se suelen indicar las siguientes posibilidades:
impermeable, seca, húmeda, goteo y fluencia. (Alejano, et al., 2018).
38
Figura 2.14. Presencia de agua en los macizos rocosos.
Los siguientes aspectos son de importancia:
➢ La permeabilidad primaria tiene relevancia en los macizos rocosos
sedimentarios, donde los planos de estratificación y los propios estratos
ponen en contacto unas rocas con otras. En cambio, dicha permeabilidad
suele tener poca importancia en macizos formados por materiales de
origen ígneo y metamórfico.
➢ La conductividad hidráulica puede ser muy anisotrópica.
➢ Junto con la hidrogeología local, es necesario conocer el % de agua que
circula por las juntas, que es proporcional al gradiente hidráulico y a la
permeabilidad direccional mayor, dependiendo dicha proporcionalidad
del tipo de flujo. (Alejano, et al., 2018).
Existen tablas con escalas descriptivas para la evaluación del grado de filtración
de una discontinuidad sin relleno (Tabla 2.4) y discontinuidades con relleno (Tabla 2.5).
39
Tabla 2.4. Filtraciones en macizos rocosos sin relleno.
Grado de
Descripción
filtración
La discontinuidad está muy cerrada y seca. El flujo de agua a través de la
I
misma no parece posible.
II La discontinuidad está seca, sin evidencia de flujo de agua.
La discontinuidad está seca, pero muestra evidencia de flujo de agua, p. ej.,
III
moho descolorido, etc.
La discontinuidad está húmeda, pero no se observa circulación de
IV
agua.
La discontinuidad indica filtración y gotas ocasionales, pero no flujo
V
continuo.
La discontinuidad muestra un flujo continuo de agua. (Hay que estimar el
VI
caudal en litros/min. y describir la presión, p.ej.: baja, media o alta).
Tabla 2.5. Filtraciones en macizos rocosos con relleno.

Grado de
Descripción
filtración
Los materiales de relleno están muy consolidados y secos, parece muy
I
improbable la aparición de un flujo debido a la permeabilidad muy baja.
II Los materiales de relleno están húmedos, pero no hay agua en circulación.
Los materiales de relleno están húmedos, con gotas ocasionales
III
de agua.
Los materiales de relleno muestran signos de lavado, con flujo de agua
IV
continuo. (Se estima el caudal en litros/minuto).
Los materiales de relleno están localmente lavados con un considerable
V
flujo de agua a lo largo de los canales de erosión. (Estimación del
Los materiales de relleno están completamente erosionados; existe presión
VI
de agua muy elevada especialmente sobre el primer afloramiento.
k. Resistencia a la compresión de la roca intacta
Las resistencias de las rocas se pueden estimar también en el campo utilizando
una navaja y un martillo de geólogo, en la Tabla 2.6 se describe la forma de hacerlo según
la ISRM. (Oyanguren & Alejano, 2007).
40
Tabla 2.6. Características resistentes de las rocas.
Grado Denominación Reconocimiento RCS (MPa)
Desmenuzable bajo golpes firmes con la punta de
R1 Roca muy débil un martillo de geólogo, puede desconcharse con 1.0 - 5.0
una navaja.
Puede desconcharse con dificultad con una
R2 Roca débil navaja, se puede hacer marcas poco profundas 5.0 - 25
golpeando firmemente con el martillo de geólogo.
No se puede rayar o desconchar con una navaja,
R3 Roca media las muestras se pueden romper con un golpe firme 25 - 50
del martillo de geólogo.
Se requiere mas de un golpe con el martillo de
R4 Roca dura 50 - 100
geólogo para romper la muestra.
Se requieren varios golpes con el martillo de
R5 Roca muy dura 100 - 250
geólogo para romper la muestra
Roca
Solo se puede romper esquirlas de la muestra con
R6 extremadamente > 250
el martillo de geólogo.
dura
l. Índice de designación de calidad de roca (RQD)
Según Deere (1964), indica que, para promover un estimado cuantitativo de la
calidad de la masa rocosa, a partir de los testigos de perforación diamantina. El RQD es
definido como el porcentaje de piezas de testigos intactos mayores a 100 mm en la
longitud total del testigo. El testigo deberá tener por lo menos un tamaño NX (54.7 mm
de diámetro) y deberá ser perforado con un cilindro de doble tubo de perforación.
Palstrom (1982) sugirió que, cuando los testigos no están disponibles pero las trazas de
las discontinuidades son visibles en afloramientos superficiales o en socavones
exploratorios, el RQD puede ser estimado a partir del número de discontinuidades por
unidad de volumen. (Hoek & Brown, 1985).
El índice RQD (Rock Quality Designation) se define como el porcentaje de
recuperación de testigos de más de 10 cm de longitud en su eje, sin tener en cuenta las
roturas frescas del proceso de perforación respecto de la longitud total del sondeo. Para
determinar el RQD en el campo existen dos procedimientos de cálculo. A partir del
41
mapeo de celdas geotécnicas: comprende el cálculo del RQD en función del número de
fisuras por metro, determinadas al realizar el levantamiento litológico – estructural (detail
line) en el área o zona predeterminada de la operación minera.
Se hace el cálculo del RQD en función del número de fisuras por metro cúbico
(Jv), determinadas al realizar el levantamiento litológico-estructural en el área o zona
predeterminada. Esto se usa para voladura y queda establecido de acuerdo a la relación
entre RQD y Jv.
Tabla 2.7. Interpretación de los valores de RQD.

Descripción del índice de calidad de roca Valor del RQD
Muy mala 0 - 25
Mala 25 - 50
Media 50 - 75
Buena 75 - 90
Muy buena 90 - 100
Fuente: Deere, (1964).
2.2.1.2. Caracterización del macizo rocoso
En la caracterización de la masa rocosa, los aspectos más importantes son: la
litología, la distribución de las discontinuidades y las características estructurales de las
discontinuidades.
a. Litología del macizo rocoso
Es importante tener definida la litología o tipos de rocas presentes en el
yacimiento. Se deben trazar en forma clara los contornos de la mineralización y los
contactos de los diferentes tipos de rocas en las cajas. Esta información se debe tener
disponible en planos de planta, y secciones transversales y longitudinales. Los programas
como el Mine Sight, Datamine, Vulcan, Gemcom y otros, son de gran ayuda para manejar
esta información. (Córdova, 2008).
Para hablar de la litología de las rocas se tiene que abordar el ciclo geoquímico
de las rocas, que se ha representado de forma indicativa en la Figura 2.15 parte de la
42
formación de la corteza rocosa; los materiales fluidos procedentes de zonas profundas
han seguido y siguen actualmente su camino de ascenso hacia la superficie terrestre. Estos
materiales, que consisten en una masa rocosa fluida, en la que pueden coexistir fases
sólidas, líquidas y gaseosas, se denominan magmas. (Oyanguren, 2004).
Figura 2.15. El ciclo geoquímico de las rocas.

Fuente: Basado en Galera, (1994).
Cuando los magmas ascienden hacia zonas superiores se produce su
solidificación, que puede producirse en la misma superficie o bien a una determinada
profundidad. En caso de producirse la consolidación en superficie, esta tiene lugar de
manera rápida, y por tanto, no se forman, cristales grandes; por lo que suelen formarse
vidrios. Así se forma las rocas volcánicas. (Oyanguren, 2004).
Cuando la consolidación se produce en profundidad, los cristales pueden irse
desarrollando, debido al enfriamiento lento; así se forman las rocas intrusivas. Cuando
los magmas cristalizan en filones que ascienden hacia la superficie, se habla de rocas
filonianas. En conjunto, las rocas volcánicas, filonianas e intrusivas constituyen las rocas
ígneas.
43
Las rocas quedan expuestas a la intemperie; sus componentes son destruidos física
y químicamente y transportados en disolución o llevados en suspensión por las aguas
superficiales, hasta que llegan a un lugar de deposición (in-situ, laguna, llanura aluvial o
el mar). Los materiales o detritos depositados en una cuenca marina, más o menos
ordenados, van compactándose bajo el efecto de nuevos sedimentos. Mediante este
proceso llamado diagénesis se forman las rocas sedimentarias. En ciertas zonas, al
acumularse los sedimentos, se va produciendo el hundimiento o subsidencia del fondo
marino, de forma que los paquetes sedimentarios se ven sometidos a niveles importantes
de presiones y temperaturas, que dan lugar a la formación química y cristalización de
nuevos minerales, con estructuras orientadas. En este proceso se originan las rocas
metamórficas, que se caracterizan típicamente por su foliación. (Oyanguren, 2004).
Así pues, como se deriva del ciclo geoquímico presentado, según su origen, las
rocas pueden ser ígneas, sedimentarias y metamórficas. Una clasificación sencilla que
incluye la mayor parte de las rocas que se encuentran en la práctica se presenta en el
esquema de la Figura 2.1.
b. Distribución de las discontinuidades
El análisis de la distribución de las discontinuidades es otro aspecto importante
para definir el arreglo estructural de la masa rocosa. Mediante la utilización de técnicas
de proyección estereográfica, podemos determinar el número de sistemas o familias de
discontinuidades presentes en el lugar de evaluación. Esta información posteriormente
será utilizada para el análisis de estabilidad controlado por el arreglo estructural de la
masa rocosa. (Córdova, 2008).
Las rocas difieren del resto de materiales utilizados en ingeniería en el hecho de
que suelen presentar fracturas y otro tipo de discontinuidades estructurales que hacen el
44
material discontinuo por lo que resulta preciso diferenciar claramente la roca intacta del
macizo rocoso. (Alejano, et al., 2018).
Figura 2.16. Estructura del macizo rocoso.

Un macizo rocoso estará compuesto por una o varias rocas que a su vez contienen
planos de estratificación, fallas, juntas, pliegues y otros caracteres estructurales (Figura
2.17). Los macizos rocosos son por tanto discontinuos y pueden presentar propiedades
heterogéneas y/o anisótropas. (Alejano, et al., 2018).
Figura 2.17. Planos de estratificación.

45
c. Características estructurales de las discontinuidades
Las características estructurales de las discontinuidades, pueden ser determinadas
mediante tratamiento estadístico de la información de los mapeos geotécnicos. Los
resultados servirán para establecer las propiedades de comportamiento mecánico de las
discontinuidades y de la masa rocosa. (Córdova, 2008).
Para determinar la estructura del macizo rocoso se realiza la caracterización
geotécnica de macizos rocosos que es el conjunto de caracteres de origen estructural
(Figura 2.18) (superficies de discontinuidad, fallas, diaclasas, pliegues, etc) que presenta
el macizo rocoso, junto con sus características particulares e interrelaciones. (Córdova,
2008).
Figura 2.18. Planos estructurales del macizo rocoso.

Hoy en día existe software especializado para caracterizar a la masa rocosa,
definiendo el arreglo estructural de la masa rocosa y las características estructurales de
las discontinuidades.
46
2.2.1.3. Clasificación geomecánica de la masa rocosa
Cuando no se tiene información detallada sobre la masa rocosa y sus esfuerzos y
sobre las características hidrológicas del lugar de un proyecto, el uso de un esquema de
clasificación de la masa rocosa puede ser muy beneficioso. En el caso más simple, se
puede utilizar un esquema de clasificación como un chequeo para asegurar que toda la
información relevante ha sido considerada. Por otra parte, se puede utilizar uno o más
esquemas de clasificación, para desarrollar una idea de la composición y características
de una masa rocosa, a fin de proporcionar estimadas iniciales de los requerimientos de
sostenimiento y de las propiedades de resistencia y deformación de la masa rocosa.
(Córdova, 2008).
Los sistemas de clasificación de los macizos rocosos tratan de evaluar sus
propiedades para determinar de forma cuantitativa la calidad del macizo con diversos
fines:
- Caracterización propiamente dicha de los parámetros de resistencia y
deformabilidad del macizo rocoso.
- La elección del sostenimiento en galerías y túneles.
- Selección del sistema de excavación y la fragmentabilidad de los macizos
frente a voladuras.
- Estimación de la estabilidad de taludes o cimentaciones de presas.
Las clasificaciones geomecánicas más utilizadas en todo el mundo son: el RMR
(Rock Mass Rating) de Bieniawski (1989) y el Sistema Q de Barton (1974). En nuestro
medio se está utilizando también el sistema GSI (Geological Strength Index) de Hoek &
Marinos (2000), que es el más apropiado para determinar las propiedades de resistencia
de la masa rocosa, antes que constituir un sistema de clasificación. Desde luego que aparte
47
de las clasificaciones nombradas hay otros sistemas de clasificación, las cuales son menos
utilizadas. (Córdova, 2008).
a. Sistema de valoración de la masa rocosa (RMR)
El sistema Rock Mass Rating (RMR) fue desarrollado por Bieniawski, y clasifica
los macizos rocosos de 0 a 100 puntos, siendo 0 para roca muy mala y 100 para roca muy
buena (Tabla 2.8). (Alejano, et al., 2018).
A la vez constituye un sistema de clasificación de macizos rocosos que permite a
su vez relacionar índices de calidad con parámetros geotécnicos del macizo y de
excavación y sostenimiento en túneles. Las versiones más usadas son el RMR76 y el
RMR89. Ambas incorporan la valoración de parámetros como (Hoek & Brown, 1985):
la resistencia a compresión simple (R.C.S. o c) de la roca intacta, el R.Q.D. (Rock Quality
Designation), el espaciado de las discontinuidades, las condiciones de las
discontinuidades, la presencia de agua y la orientación de las discontinuidades.
Tabla 2.8. Sistema de clasificación de RMR.

A. PARÁMETROS DE CLASIFICACIÓN Y SUS VALORACIONES
Parámetros Rango de valores
Para este bajo
rango es
Índice de
preferible un
Resistencia resistencia bajo >10 MPa 4-10 MPa 2-4 MPa 1-2 MPa
ensayo de
del material carga puntual
compresión
de la roca simple
intacta
Resistencia a la
5-25 1-5 <1
compresión >250 MPa 100-250 MPa 50-100 MPa 25-50 MPa
1 MPa MPa MPa
simple
Puntuación 15 12 7 4 2 1 0
RQD Calidad del testigo de
90%-100% 75%-90% 50%-75% 25%-50% <25%
perforación
2 Puntuación 20 17 13 8 3
Espaciado entre
>2 m 0.6-2 m 200-600 mm 60-200 mm <60 mm
discontinuidades
3 Puntuación 20 15 10 8 5
48
Superficies Superficies
Superficies
Superficies muy ligeramente pulidas o
ligeramente Relleno de falla
rugosas rugosas relleno de falla
rugosas suave> 5mm de
Condiciones de las Discontinuas Separación < 5mm de
Separación espesor o
discontinuidades (Ver E) No hay <1mm espesor o
<1mm Paredes separación > 5mm
separación Paredes separación 1-
altamente Continuas
Paredes intactas ligeramente 5mm
meteorizadas
4 meteorizadas Continuas
Puntuación 30 25 20 10 0
Afluencia por 10
m de longitud del Ninguna <10 10-25 25-125 >125
túnel (l/m)
Agua (Presión de agua
subte- en las juntas) / (σ 0 <0.1 0.1-0.2 0.2-0.5 >0.5
rránea principal mayor)
5 Condiciones Completamente
Húmedo Mojado Goteando Fluyendo
generales seco
B. AJUSTE DE LA PUNTUACIÓN PARA LA ORIENTACIÓN DE DISCONTINUIDADES (Ver F)
Orientaciones de rumbo y
Muy favorable Favorable Regular Desfavorable Muy desfavorable
buzamiento
Túneles y minas 0 -2 -5 -10 -12
Puntuaci
Cimentaciones 0 -2 -7 -15 -25
ones
Taludes 0 -5 -25 -50 -
C. CLASES DE MACIZOS ROCOSOS DETERMINADOS A PARTIR DE LA PUNTUACIÓN TOTAL
Valoración 100←81 80←61 60←41 40←21 <21
Categoría I II III IV V
Roca muy
Descripción Roca buena Roca regular Roca mala Roca muy mala
buena
D. SIGNIFICADO DE LAS CLASES DE ROCA
Categoría I II III IV V
1 año para
Tiempo promedio de auto 20 años para 1 semana para 10 hrs. Para 30 min para tramo
un tramo de
soporte tramo de 15 m tramo de 5m tramo de 2.5 m de 1 m
10 m
Cohesión del macizo rocoso
>400 300-400 200-300 100-200 <100
(kPa)
Ángulo de fricción del macizo

>45 35-45 25-35 15-25 <15
rocoso (grados)
E. LINEAMIENTOS PARA CLASIFICACIÓN DE LAS CONDICIONES DE DISCONTINUIDAD
Longitud de discontinuidad <1 m 1-3 m 3-10 m 10-20 m >20 m
(persistencia)
Separación (apertura) Ninguna <0.1 mm 0.1-1.0 mm 1-5 mm >5 mm
Rugosidad Muy rugosa Rugosa Ligeramente Lisa Pulida
rugosa
Relleno (relleno de falla) Ninguna Relleno Relleno Relleno Relleno
duro<5mm duro>5mm blando<5mm blando>5mm
Meteorización No meteorizada Ligeramente Moderadamente Altamente Descompuesta
meteorizada meteorizada meteorizada
49
F. EFECTO DE LA ORIENTACIÓN DE RUMBO Y BUZAMIENTO DE LAS DISCONTINUIDADES EN
LA PERFORACIÓN DE TÚNELES**
Rumbo perpendicular al eje del túnel Rumbo paralelo al eje del túnel
Excavación hacia el buzamiento-buz. Excavación hacia el Buzamiento

Buzamiento 20-45°
45-90° buzamiento-buz. 20-45° 45-90°
Muy
Muy favorable Favorable Regular
desfavorable
Excavación contra el buzamiento- Excavación contra el
Buzamiento 0-20° - independiente del rumbo
buz. 45-90° buzamiento-buz. 20-45°
Regular Desfavorable Regular
Fuente: Bieniawski, (1989).
El puntaje total del RMR está definido por: RMR = (i) + (ii) + (iii) + (iv) + (v) –
Ajuste por orientación de discontinuidades.
Tabla 2.9. Interpretación de los valores de RMR.

Descripción RMR Clase de Macizo Rocoso
Roca Muy Buena 81 - 100 I
Roca Buena 61 - 80 II
Roca Regular - A 51 - 60 III - A
Roca Regular - B 41 - 50 III - B
Roca Mala - A 31 - 40 IV - A
Roca Mala - B 21 - 30 IV - B
Roca Muy Mala 0 - 20 V
Fuente: Córdova, (2013).
Figura 2.19. Parámetros de RMR.

50
b. Índice Q
El sistema Q fue desarrollado en el NGI (Norwegian Geotechnical Institute) por
Barton, Lien y Lunde (1974), para el diseño de excavaciones subterráneas,
principalmente túneles.
Este sistema ha sido mejorado y actualizado constantemente, siendo la última
actualización del año 2007, la cual incluye investigaciones analíticas respecto al espesor,
espaciamiento y reforzamiento de arcos armados reforzados con concreto lanzado (RRS)
como una función de la carga y de la calidad del macizo rocoso, así como la absorción
de energía del concreto lanzado (Normas EFNARC – European Federation of National
Associations Representing for Concrete).
La Clasificación de Barton asigna a cada terreno un índice de calidad Q, tanto
mayor cuanto mejor es la calidad de la roca. Su variación no es lineal como la del RMR,
sino exponencial, y oscila entre Q=0.001 para terrenos muy malos y Q=1000 para
terrenos muy buenos.
El Sistema Q es un sistema de clasificación del macizo rocoso con respecto a la
estabilidad de excavaciones subterráneas para brindar una descripción de la calidad del
macizo rocoso.
El Sistema Q se basa en la estimación de seis parámetros independientes y expresa
la calidad de la roca Q, como función de esos parámetros. (Jorda Bordehore, 2013).

RQD Jr Jw
Q= ∗ Ja ∗ SRF
Jn
Donde:
• RQD = Índice de calidad de la roca.
• Jn = Parámetro basado en el número de familias de discontinuidades.
• Jr = Parámetro basado en la rugosidad de las discontinuidades.
• Ja = Parámetro basado en la alteración de las discontinuidades.
51
• Jw = Parámetro basado en la presencia de agua.
• SRF = Factor de reducción de esfuerzos
De esta forma los diferentes cocientes tienen una significación especial:
• (RQD/Jn), indica el tamaño de bloque.
• (Jr/Ja), la resistencia al corte entre los bloques.
• (Jw/SRF) la influencia del estado tensional, de difícil interpretación.
En función del valor del índice Q, Barton clasifica a los macizos rocosos en las
siguientes clases:
Tabla 2.10. Interpretación del índice Q.

Descripción Índice Q
Roca Excepcionalmente Mala 0.001 – 0.01
Roca Extremadamente Mala 0.01 – 0.1
Roca Muy Mala 0.1 – 1
Roca Mala 1–4
Roca Regular 4 – 10
Roca Buena 10 – 40
Roca Muy Buena 40 – 100
Roca Extremadamente Buena 100 – 400
Roca Excepcionalmente Buena 400 – 1000
Para estimar un sostenimiento, además del valor del índice Q del terreno es
necesario realizar una valoración de la Dimensión Equivalente de la excavación:
Span (m)
De = ESR
Donde:
• De = Dimensión equivalente.
• Span = Abertura o ancho de la excavación.
• ESR = Relación de soporte de excavación.
El Span, o dimensión crítica de la cavidad, puede ser la anchura, altura, diámetro
equivalente o pase de excavación, dependiendo de la geometría final de la cavidad y de
52
la geometría en cada fase constructiva. El ESR (excavation support ratio que depende del
tipo de excavación) es un factor de seguridad que modifica el De en función del uso futuro
de la obra subterránea: por ejm. minora el diámetro para galerías mineras y lo mayora
para cavernas de uso industrial o civil. En la Figura 2.20 se muestran los valores
adoptados para el ESR en función del tipo de obra a construir. Se definen 9 tipos de
sostenimiento, compuestos cada uno de ellos por los elementos que figuran en la leyenda.
Conviene señalar que este ábaco está realizado para un valor del ESR = 1, lo que quiere
decir que la longitud de los bulones a utilizar es la teórica que se obtenga multiplicada
por el valor real del ESR.
Figura 2.20. Tipos de sostenimiento según el índice Q.

c. Índice de resistencia geológica (GSI)
El GSI (Geological Strength Index) es un sistema para la estimación de las
propiedades geomecánicas del macizo rocoso a partir de observaciones geológicas de
campo, propuesto por Hoek et al, (1995), cuyo rango numérico, comprendido entre 0 y
100, se basa en la identificación y clasificación en campo de dos de las características
53
físicomecánicas de un macizo rocoso: la macroestructura y la condición de las superficies
de las discontinuidades, (grado y las características de la fracturación, estructura
geológica, tamaño de los bloques y alteración de las discontinuidades).
Figura 2.21. Índice de resistencia geológica en macizos rocosos fracturados.

Fuente: Marinos & Hoek, (2000).
54
Este índice de calidad geotécnica se determina en base a dos parámetros que
definen la resistencia y la deformabilidad de los macizos rocosos: el RMS, es la
“estructura de macizo rocoso” definida en términos de su blocosidad y la alteración y el
JC, es la condición de las estructuras presentes en el macizo rocoso.
La evaluación del GSI se hace por comparación del caso que interesa con las
condiciones típicas que se muestran en Figura 2.21 y 2.22, y el mismo puede variar de 0
a 100, lo que permite definir 5 clases de macizos rocosos:
Figura 2.22. Índice de resistencia geológica en macizos rocosos estratificados.

Fuente: Marinos & Hoek, (2000).
55
2.2.1.4. Zonificación geomecánica de la masa rocosa
Para la aplicación racional de los diferentes métodos de cálculo de la
geomecánica, es necesario que el macizo rocoso bajo estudio esté dividido en áreas de
características estructurales y mecánicas similares u homogéneas, debido a que el análisis
de los resultados y los criterios de diseño serán válidos solo dentro de masas rocosas que
presentan propiedades físicas y mecánicas similares. (Córdova, 2008).
De igual manera Alejano, et al., (2018), afirma que, para zonificar
geomecánicamente la masa rocosa, o dicho de otro modo para determinar los dominios
estructurales de la masa rocosa, los cuales son extensiones de del mismo con
características homogéneas, es necesario tomar en consideración la información
desarrollada precedentemente, concerniente con los aspectos litológicos, el arreglo
estructural de la masa rocosa, las características estructurales de las discontinuidades y la
calidad de la masa rocosa determinada mediante la clasificación de la misma, utilizando
uno o varios criterios de clasificación geomecánica. La combinación de toda esta
información conducirá a delimitar estos dominios.
La zonificación geomecánica debe ser realizada en tres dimensiones, ya sea
manualmente o mediante la ayuda de programas de cómputo como los mencionados en
el Acápite 2.2.1.2.1, en este último caso, son de especial importancia los mapeos
geotécnicos efectuados a partir de los testigos de las perforaciones diamantinas, que
constituyen los datos para realizar la zonificación. Los resultados de la zonificación
geomecánica deben ser presentados en planos de planta y secciones tanto transversales
como longitudinales. Para ello se deben adoptar códigos para nombrar cada zona
geomecánica o dominio estructural. Estos códigos pueden involucrar el uso de colores
y/o alfanuméricos. (Córdova, 2008).
56
2.2.1.5. Propiedades físico mecánicas de la roca
Es importante definir las propiedades físico-mecánicas de la masa rocosa y de sus
elementos constituyentes, es decir de la roca intacta y de las discontinuidades
estructurales. (Córdova, 2008).
a. Propiedades de la roca intacta
En el caso de la roca intacta, las propiedades más relevantes son: la resistencia
compresiva no confinada o denominada también resistencia compresiva simple o
uniaxial, la constante “mi”, la densidad de la roca, resistencia a tracción y las constantes
elásticas (módulo de Young e Índice de Poisson).
➢ Resistencia compresiva no confinada
Este parámetro de resistencia puede ser determinado mediante ensayos de golpes
con el martillo de geólogo, o mediante ensayos de impacto con el martillo de Schmidt, o
mediante ensayos de carga puntual, o mediante ensayos de comprensión simple en
laboratorio de mecánica de rocas, todos ellos de acuerdo a las normas sugeridas por la
ISRM (Brown, 1981). La resistencia a la compresión uniaxial se realiza sobre probetas
de roca, este método es el más utilizado para determinar la resistencia a la compresión
simple. El ensayo se realiza con muestras cilíndricas. Relaciona la carga máxima sobre
la muestra (en el momento de su destrucción) y el área transversal de la misma; se
determina con la siguiente expresión:

Pr
Rc = F
Donde:
• Rc = Resistencia a compresión uniaxial de la roca (kg f /cm2).
• Pr = Fuerza de ruptura de la muestra de roca (kg f).
• F = Superficie de la sección transversal (cm2).
57
➢ Constante “mi”
Otro parámetro importante de la roca intacta es la constante “mi” del criterio de
falla de Hoek & Brown (2002, 2006), el cual puede ser estimado utilizando valores de la
literatura especializada o más apropiadamente puede ser determinado mediante ensayos
de compresión triaxial en laboratorio de mecánica de rocas, recomendándose este último.
➢ Densidad de la roca
La densidad de la roca también es un parámetro muy importante, que puede ser
determinada en el campo o en laboratorio según las normas ISRM. Las densidades y
resistencias de las rocas presentan normalmente una buena correlación. En general, las
rocas de baja densidad se deforman y rompen con facilidad, requiriendo un factor de
energía relativamente bajo mientras que las rocas densas precisan una mayor cantidad de
energía para lograr una ruptura satisfactoria, así como un buen desplazamiento y
esponjamiento, López (1994).
➢ Resistencia a tracción
Para determinar la resistencia a tracción se emplea el Método brasilero, que
consistió en ensayar una muestra cilíndrica comprimiéndola por sus generatrices
opuestas. La resistencia a la tracción se determina mediante la fórmula:

2∗Pr
Rt = π∗l∗D
Donde:
• Rt = Resistencia a tracción de la roca (kg f /cm2).
• Pr = Fuerza de ruptura de la muestra de roca (kg f).
• D = Diámetro de la muestra de la roca (cm).
• l = Longitud de la muestra de la roca (cm).
Forma práctica:
kg
Rt = 8%Rc(cm3)
58
➢ Constantes elásticas
Para determinar las deformaciones elásticas provocadas en el mecanismo de la
voladura, es preciso definir los módulos elásticos del material mediante métodos
dinámicos (sísmicos) mejor que estáticos (mecánicos).
- Módulo de Young (E)
Se define como la relación entre el esfuerzo unitario de compresión o tracción y
la deformación longitudinal unitaria.
E = ΔF/A (Esfuerzo Unitario ΔL L Deformación Unitaria)

Para una roca en una compresión uniaxial, se define como la relación del esfuerzo
axial a la deformación axial, y es por eso la medida de la cantidad de deformación en
dimensión que una roca puede resistir antes de fallar. El valor obtenido de esta forma es
el módulo de Young estático, debido a que la relación de carga de la muestra es tan baja
que puede ser efectivamente estática. El módulo dinámico se puede determinar de prueba
sísmicas en la muestra, obtenida de medidas de las velocidades de ondas compresivas y
de corte para el material, Enaex (2002).
- Índice de Poisson (υ)
La relación entre el cambio unitario del área de la sección con la deformación
longitudinal unitaria.
E = ΔS/s (Cambio Unitario del área) ΔL/L (Deformación Longitudinal Unitaria).

Indica como el material almacena y libera energía. Así una roca con un valor alto
almacenará energía más fácilmente que otra con un valor inferior.
b. Propiedades de las discontinuidades
En el caso de las discontinuidades, es necesario definir los siguientes parámetros
como son: la resistencia al corte de Mohr Coulomb (cohesión y ángulo de fricción), el
criterio de falla de Barton, et al., (1974) y la rigidez de las discontinuidades.
59
➢ Resistencia al corte de Mohr Coulomb
La resistencia al corte de Mohr Coulomb se da mediante ensayos de corte directo
sobre superficies de discontinuidad, en laboratorio de mecánica de rocas. Los ensayos del
tablero inclinable (“tilt test”) realizados sobre testigos de perforaciones diamantinas
pueden ser valiosos para estimar el ángulo de fricción básico.
- Ángulo de fricción
El ángulo de fricción es la pendiente del esfuerzo de corte relacionado con el
esfuerzo normal. El ángulo de fricción F, y la cohesión C se relacionan al esfuerzo normal
S, y fuerza de corte, por la ecuación de Enaex (2002).
t = C +S *TanF
- Cohesión
Enaex (2002), define que la cohesión de una diaclasa es el esfuerzo de corte
requerido para causar el deslizamiento de bloques en cualquier lado de la diaclasa a
esfuerzo normal cero, por lo tanto, la rugosidad de la superficie de la diaclasa, como se
observa en la Figura 2.23.
Figura 2.23. Cohesión y ángulo de fricción para bloques de roca.

Fuente: Enaex, (2002).
60
➢ Criterio de falla de Barton
En la naturaleza las discontinuidades son comúnmente rugosas, siendo además su
rugosidad muy irregular.
El ángulo de fricción básico φb , se utiliza en el caso de que la superficie no está
meteorización ni húmeda: si esto no ocurre así, habrá que sustituir φb por φΓ que es el
ángulo de fricción residual y que se puede calcular según proponen Barton, et al., (1974)
mediante la expresión:
𝑟
φΓ = (φb − 20) + 20( )
𝑅
Donde r es el rebote del martillo de Schmidt o esclerómetro en superficies
húmedas y meteorizadas, tal como se suelen encontrar normalmente en campo, y R es el
rebote del martillo de Schmidt en superficies lisas no alteradas de la misma roca.
(Ramirez, et al., 2009).
➢ Rigidez de las discontinuidades
Finalmente, podría ser necesario definir las propiedades de rigidez de las
discontinuidades (rigidez normal y rigidez de corte), las cuales pueden ser estimadas
utilizando ya sea el método basado en las propiedades de los materiales de relleno de las
discontinuidades o en el método basado en las propiedades de deformación de la masa
rocosa y de la roca intacta.
c. Propiedades de la masa rocosa
En el caso de la masa rocosa, los siguientes son los principales parámetros a
definirse: la resistencia compresiva uniaxial, la resistencia triaxial, la resistencia a la
tracción, la resistencia al corte (cohesión y ángulo de fricción), las constantes elásticas
(módulo de deformación y relación de Poisson), las constantes “m” y “s” de la masa
rocosa del criterio de falla de Hoek & Brown. Existen varios criterios para la estimación
61
de todos estos parámetros, siendo uno de los más importantes el de Hoek & Brown (2002,
2006), utilizado en el programa de cómputo ROCLAB de Rocscience Inc. 2007.
➢ Criterio de rotura de Hoek-Brown
Empíricamente se ha demostrado que la envolvente de rotura en macizos rocosos
se asemeja más a una curva que a una recta. El criterio de rotura más empleado en la
actualidad es el de Hoek y Brown. Era frecuente que los programas de cálculo emplearan
el criterio de Mohr Coulomb, por lo que es habitual otorgar al macizo unos valores de
cohesión y fricción instantáneos obtenidos por ajuste de la recta de Mohr Coulomb a la
envolvente de Hoek y Brown para un estado tensional local. El Criterio Generalizado de
Hoek y Brown es un criterio de rotura empírico que establece la resistencia del macizo
rocoso en función de las tensiones principales mayor y menor. En general, es aplicable a
macizos rocosos isótropos, que en la práctica se traducen a macizos intactos o muy poco
fracturados (donde se emplearía la formulación de 1980) o, por el contrario, muy
fracturados, más de cuatro familias de fracturas semejantes, y teniendo muy de cerca el
factor escala.
2.2.1.6. Condiciones de presencia de agua subterránea
La presencia del agua subterránea dentro de la masa rocosa en general tiene
efectos adversos en la operación de una mina subterránea. La presión del agua reduce la
resistencia al corte de las discontinuidades; el contenido de humedad incrementa el peso
unitario de la roca, acelera la intemperización de las rocas débiles, produce la expansión
de las rocas expansivas y aumenta la deformabilidad de la masa rocosa; los flujos de agua
lavan el relleno de las discontinuidades y obligan a implementar sistemas de drenaje. De
todos estos efectos de la presencia de agua subterránea dentro del macizo rocoso, el más
importante es la presión del agua, la cual reduce las condiciones de estabilidad de la masa
rocosa de las excavaciones. Por ello es importante que a través de investigaciones
62
hidrogeológicas se determinen las características de presencia del agua subterránea
dentro de la masa rocosa del yacimiento. (Córdova, 2008).
2.2.1.7. Condiciones de esfuerzos in-situ
En cualquier excavación que se desee realizar, el macizo rocoso estará sometido
a un estado de esfuerzos in-situ previo a la realización de la excavación. El estado de
esfuerzos una vez realizada la excavación, será el resultado del estado de esfuerzos inicial
(in-situ) más el estado de esfuerzos inducidos por la excavación o el minado. Por ello, los
esfuerzos in-situ constituyen unos de los factores importantes que condicionan la
estabilidad de la masa rocosa de las excavaciones subterráneas. (Córdova, 2008).
Los esfuerzos in-situ dependen de una serie de factores como la topografía de la
superficie, la erosión, los esfuerzos tectónicos residuales, el efecto de las
discontinuidades y otros. Para determinar la orientación y la magnitud de los esfuerzos
in-situ, lo más recomendable es realizar mediciones in-situ. Para ello hay varias técnicas
de medición como: el de liberación de esfuerzos (ejemplo la técnica del “overcoring”
utilizando celdas triaxiales CSIRO tipo Hollow Inclusión); el de restauración de esfuerzos
(ejemplo la técnica del “gato plano”- Flat Jack); y otros (ejemplo el
“hidrofracturamiento”). Cuando no se disponga de información de esfuerzos in-situ a
partir de mediciones in-situ, estos pueden ser estimados utilizando el criterio de Sheorey
(1994). La utilización de este criterio proporciona los esfuerzos in- situ vertical y
horizontal. También se puede recurrir a los elementos estructurales de la zona y a la
tectónica local; mediante el mapeo detallado de las fallas se puede determinar la dirección
de los esfuerzos principales en un momento determinado de la historia geológica del
lugar. Esta información debe ser utilizada con sumo cuidado para las condiciones
actuales. (Córdova, 2008).
63
2.2.2. Voladura controlada
El control de fracturamiento durante las voladuras, implica el usar técnicas de
voladura controlada como es el pre-corte. Ello conlleva una reducción de fracturamiento
de roca al generarse planos de corte que funcionan como cortinas que impiden que las
ondas de choque de los explosivos penetren más allá de dichos planos que funcionan
como barreras de protección en que las ondas de choque del explosivo se retornan hacia
la cara libre del viejo talud, Konya (1998).
Para lograr control en los límites de una voladura, se debe tener en cuenta que la
distribución especial del explosivo sea apropiada para obtener la superficie deseada, la
voladura controlada es fundamental para controlar el talud final diseñado, puesto que un
error en dicho talud, ocasionaría múltiples problemas, tanto físicos como económicos.
(Mucho,1985).
Existen dos propósitos principales en este proyecto para tener control de
fracturamiento por voladura, uno de ellos y el más importante es desarrollar un talud
estable limitando el daño de los taladros de producción a la cara del talud. El propósito
secundario es el de tener una apariencia estética de la cara del talud.
Según, López (1994) son muchas las técnicas de voladuras de contorno
desarrolladas desde los años 50, pero en la actualidad las más usadas son: Voladura de
pre-corte, voladura de re-corte, voladuras amortiguadas y perforación en línea.
2.2.2.1. Voladura de pre-corte
En la voladura de pre-corte, tal y como dice la palabra, se detonan antes de detonar
el resto de los taladros de producción, estos taladros de pre-corte, tienen un espacio
reducido y además tienen menor cantidad de explosivo.
Según, Konya (1998), el pre-corte, crea un plano de fractura a lo largo de la línea
de barrenos de producción. Esta técnica deja además un beneficio secundario, pues la
64
línea de fractura creada, deja una apariencia estética. Una ventaja del pre-corte, es que
puede ser detonada con mucho tiempo antes que la voladura de producción, desde un
corto tiempo de retardo entre detonaciones o hasta horas, días y hasta semanas. La línea
de pre-corte debe estar a una distancia de 0.5 a 0.8 veces el burden detrás de la última
línea de taladros de producción, como se muestra en la Figura 2.24.
Figura 2.24. Voladura de pre-corte.

Fuente: López, (1994).
2.2.2.2. Voladura de re-corte
La voladura de re-corte consiste en detonar una sola fila de taladros con cargas de
explosivo desacopladas. El objetivo principal de la voladura de re-corte, es el de aumentar
la estabilidad de la cara del talud removiendo el material suelto de las ondas que genera
la voladura de producción. Como desventaja es que se tiene poca protección a la
estabilidad de talud final, esto se debe a que la línea de corte es detonada después de los
taladros de producción.
Según, López (1994), en la voladura de pre-corte, los costos de perforación extra,
tiempos más largos en el cargado de taladros y la reducción de toneladas producidas por
65
taladro, se ven balanceado por el decremento de futuros costos de movimiento de tierras
y fallas del talud, como se muestra en la Figura 2.25.
Figura 2.25. Voladura de re-corte.

Konya (1998) examinaron una técnica de post-corte para mejorar estabilidad del
talud final. En esta técnica, los taladros de producción, de amortiguamiento y de corte,
son del mismo diámetro, sin embargo, los taladros de amortiguamiento y los de corte, son
perforados con poca o sin sobre perforación para minimizar el daño al banco de abajo.
La carga de explosivo decrece de la línea de producción hacia la línea de amortiguamiento
y debe ser reducido para compensar la reducción de carga de explosivo en la línea.
2.2.2.3. Voladura amortiguada
En técnica, el nivel de energía adyacente a la pared es reducido para evitar el sobre
fracturamiento. La disminución del nivel de energía para roca competente se obtiene
regularmente reduciendo el factor de carga entre un 30 y 60% en la línea de barrenos más
cercanos al talud. Floyd (1998), como se observa en la Figura 2.26.
66
Figura 2.26. Voladura amortiguada.
Para roca menos competente, se puede requerir hacer modificaciones adicionales
al diseño de la plantilla, para minimizar el fracturamiento. Estas modificaciones pueden
incluir cargas separadas, reducir burden y espaciamiento en la última línea, además, de
sobre-perforación minimizado el incremento de los intervalos de retardo entre las dos
últimas líneas de taladros.
La ventaja principal de esta técnica es que se requieren pocos cambios de diseño
y su mayor desventaja es que la pared del talud no es protegida de la dilatación de
fracturas, penetración de gases y del impulso de bloques. Floyd (1998).
En rocas de baja dureza como el yeso, no se recomienda esta técnica, pues si se
recomienda la voladura suavizada por el hecho de ser económico y ofrecer mayor libertad
en la perforación y voladura de la siguiente línea de taladros.
2.2.2.4. Perforación en línea
La perforación en línea constituye otra técnica de voladura controlada, que
consiste en una sola línea de barrenos con muy poco espaciamiento entre ellos, y que
establecen el límite de la voladura, como se observa en la Figura 2.27.
67
El funcionamiento de esta voladura es el siguiente “cuando una línea de taladros
de producción adyacente a la línea de taladros vacíos es detonada, la onda de choque
causará una concentración de esfuerzo alrededor de los taladros sin carga, y si el esfuerzo
excede la resistencia de la roca, la falla ocurrirá como una fractura que corre a lo largo
de la línea de taladros vacíos”. Kliche (1999).
Los taladros en línea presentan inconvenientes, el costo de perforación de la línea
de fractura es alto, y el tiempo para esta perforación es largo. Debido a que los taladros
deben ser paralelos a las desviaciones que afectan mucho los resultados. Normalmente
los expertos prefieren que la línea del perímetro sea detonada al final de la secuencia de
detonación en vez de la voladura de pre-corte.
Cuando el perímetro es detonado al principio, los taladros más cercanos a la línea
de amortiguamiento, tienen que ser taladros más cercanos al perímetro y detonarlos con
cargas más grandes, esto se hace para romper y expulsar la roca del perímetro final. Por
lo tanto, los taladros de amortiguamiento deben ser perforados y cargados con gran
precisión para evitar sobre fracturamiento.
Por otro lado, si los taladros de amortiguamiento son detonados al final, su
función no es meramente generar el plano de fractura sino también la de desplazar roca.
Por lo tanto, estos barrenos efectúan una función que permite distanciar un poco
más la línea de amortiguamiento y un diseño menos laborioso y por supuesto, a un menor
costo.
68
Figura 2.27. Perforación en línea.
Fuente: Kliche, (1999).
2.2.2.5. Diseño de voladura de pre-corte
El desarrollo de un pre-corte tiene por finalidad generar una línea de debilidad
tras la tronadura, cuyos beneficios pueden ser los siguientes:
• Formación de una pared de talud más estable.
• Generar el límite de penetración de la pala.
• Obtener las bermas programadas.
• Crear una percepción de seguridad.
Los beneficios del pre-corte, en términos de estabilidad de talud, pueden no ser
fáciles de evaluar. Por ejemplo, la no creación de medias cañas en la tronadura de pre-
corte, no necesariamente significa un mal resultado, ya que aun así puede obtenerse una
buena estabilidad de la pared, Konya (1998). Como se sabe, el pre-corte debe permitir
fracturar un plano para atenuar vibraciones en la tronadura principal, lo anterior depende
mucho de la calidad de las fracturas que se formen. Las vibraciones serán menores,
mientras éstas crucen fracturas lo más abiertas y limpias posibles. Así como las
vibraciones generadas en las tronaduras son responsables de los daños producidos en la
69
pared final, lo es también el empuje de gases de explosión, por lo tanto, la línea de fractura
generada por el pre-corte también debe actuar como zona de evacuación de gases.
a. Diseño de la presión de detonación para taladros de pre-corte
El objetivo de una voladura de pre-corte es minimizar las presiones en el taladro,
lo suficiente para generar grietas entre taladros adyacentes de la línea del pre-corte. Para
obtener buenos resultados, tres requerimientos deben tomarse en cuenta y son:
• Una línea de taladros con pequeño espaciamiento.
• Una baja densidad lineal de carga de explosivo.
• Una simultaneidad en la iniciación de los taladros.
El plano de debilidad se genera mediante una grieta que se extiende a lo largo de
los taladros de pre-corte, la presión en las paredes del taladro (presión de barreno) debe
ser del orden de la resistencia a la compresión de la roca. Para el cálculo de la presión en
las paredes de los taladros se utiliza la siguiente formula, Enaex (2002):
Pbi = 110*δexp*VOD2
Donde:
➢ Pbi = Presión en las paredes del taladro (MPa).
➢ δexp = Densidad del explosivo (gr/cm3).
➢ VOD = Velocidad de detonación del explosivo (km/s).
Examinando esta ecuación, se puede apreciar que para que un explosivo quede
completamente acoplado al taladro, las presiones que se generan en las paredes de éste
deben ser del orden de los 850 MPa. Considerando que en diversas faenas la resistencia
a la compresión de la roca es del orden de los 50 a 150 MPa, la presión en el taladro está
muy por encima de este valor. Por lo tanto, para lograr esta magnitud deben utilizarse
explosivos con densidades del orden de 0.2 (g/cm3) y velocidades de detonación del
orden de 2500 m/s, lo que no es aplicable operacionalmente.
70
Por este motivo, para el pre-corte se utilizan explosivos desacoplados, de menor
diámetro que el del taladro. Como recomendación general, el diámetro de la carga debe
ser a lo menos la mitad del de perforación. Para el cálculo de la presión en las paredes del
taladro de un explosivo desacoplado, se utiliza la siguiente expresión:
Pb = 110*f n *δexp*VOD2
De2 I
f = Dh2 * H
Donde:
• f = es la razón de desacoplamiento, definida como la relación entre el
volumen del explosivo y el volumen del taladro.
• De = Diámetro del explosivo (pulg.).
• Dh = Diámetro del taladro (pulg.).
• H = Longitud del taladro (m).
• I = Longitud de la carga explosiva (m).
• n = Índice de acoplamiento (1.25 taladro secos y 0.9 taladros con agua).
b. Diseño del factor de carga para voladura de pre-corte
El término factor de carga definido en gr/ton no es aplicable para el pre-corte,
puesto que su finalidad no es fragmentar un volumen de roca, sino generar un plano de
fractura, por lo que el factor de carga para un pre-corte se define en kg/m2. De acuerdo a
la ecuación siguiente se obtienen una relación que define el factor de carga, en función
de las características geomecánicas de la roca y el diámetro de perforación, a
continuación, se presenta la ecuación dada por GeoBlast S.A. (2008).

1
(1− )
π Dh R1/n ∗ δexp n ∗ UCS1/n
ɤ=4∗ ∗
(12R+1) 1101/n ∗ VOD2/n
Donde:
• ɤ = Factor de carga en (kg/m2).
71
• n = Índice de acoplamiento.
• R = Relación Pb/UCS.
• VOD = Velocidad de detonación (km/s).
• Dh = Diámetro de perforación (mm).
• UCS = Resistencia a la compresión no confinado (MPa).
• δexp = Densidad del explosivo (gr/cm3).
c. Diseño del espaciamiento entre taladros de pre-corte
El espaciamiento entre los taladros de pre-corte se reduce, en comparación con
los taladros de producción. Esta disminución de espaciamiento se aplica principalmente
para que exista una interacción entre taladros, debido a que a éstos se les ha reducido la
carga considerablemente con el objeto de generar bajas presiones en sus paredes. Existen
también algunas reglas para definir el espaciamiento entre taladros, Enaex (2002):
Dh∗(Pb+T)
S = T
Donde:
• S = Espaciamiento entre taladros (mm).
• Pb = Presión del taladro de una carga desacoplada (MPa).
• Dh = Diámetro del taladro (mm).
• T = Esfuerzo de tensión de la roca (MPa).
Esta definición de espaciamiento no considera las características estructurales de
la roca. No obstante, algunos investigadores como Chiappeta (1982) sugieren que, si la
frecuencia de las discontinuidades excede de 2 a 3 entre los taladros de pre-corte, los
resultados serían bastante pobres en términos de generación de “medias cañas”.
d. Secuencia de salida en voladura de pre-corte
El pre-corte debe ser iniciado separada o conjuntamente con la tronadura de
producción, sólo con una diferencia de a lo menos 100 ms, previo a la tronadura de
72
producción. Respecto a los intervalos entre taladros del pre-corte, la teoría de formar una
grieta de tensión entre dos taladros implica una detonación simultánea de ellos. A modo
de referencia, Enaex (2002) indica que, si existen diferencias de tiempo de 1ms entre
pozos de pre-corte, éstas generarían mayores daños alrededor de un pozo.
Por tal motivo el autor del estudio recomienda usar cordón detonante para la
iniciación del pre-corte. Idealmente debieran detonarse todos los taladros del pre-corte
en forma simultánea, pero como medida precautoria en relación a las vibraciones, éstos
debieran ser detonados en grupos de 20 a 30 taladros.
e. Efectos de la perforación
La importancia de la exactitud de la perforación puede no ser considerada cuando
se diseña un pre-corte, pero ésta tiene una gran relevancia debido al paralelismo que debe
existir entre taladros, ya que, de lo contrario, puede ser la causa de perfiles irregulares.
f. Inclinación de los taladros del pre-corte
Los máximos beneficios en términos de mejorar la estabilidad de los taludes, se
obtienen cuando el pre-corte se perfora inclinado. Estas inclinaciones fluctúan en el rango
de 15 a 30 grados, siendo mejores los resultados a medida que se utiliza una mayor
inclinación, aumentando ciertamente la dificultad en la perforación. Cuando se realizan
pre-cortes inclinados y una fila buffer delante de ellos, es conveniente tronar el pre-corte
antes de la tronadura de producción, principalmente para evitar que la fila buffer o
amortiguada en la zona del pie del banco, quede demasiado cerca del taladro de pre-corte
y ésta pueda ser iniciada por simpatía.
73
Figura 2.28. Inclinación de los taladros de pre-corte.
2.2.2.6. Características físico-químicas del explosivo para diseño de voladura
a. Explosivos
Son mezclas en meta estable de oxidantes y combustibles. Se descomponen
violentamente liberando gran cantidad de energía que se utiliza para romper la roca. La
mayoría de los explosivos comerciales utilizan nitratos como oxidantes, siendo el nitrato
de amonio el material básico de fabricación. Otros comúnmente usados son el de sodio,
calcio, potasio y algunos inorgánicos tales como aminas y hexaminas. Los combustibles
básicos para un explosivo incluyen el C y el H, ya que éstos reaccionan con el O para
liberar grandes cantidades de energía. La mayoría de los combustibles son hidrocarburos
que tienen una estructura básica de CH2., Enaex (2002).
b. Detonación
Es un proceso físico-químico caracterizado por su gran velocidad de reacción y
por la formación de gran cantidad de productos gaseosos a elevada temperatura, que
adquieren una gran fuerza expansiva, como se observa en la Figura 2.29.
74
Figura 2.29. Desarrollo de una detonación.
Fuente: Exsa, (2003).
En los explosivos detonantes la velocidad de las primeras moléculas gasificadas
es tan grande que no ceden su calor por conductividad a la zona inalterada de la carga,
sino que los transmiten por choque, deformándola y produciendo calentamiento y
explosión adiabática con generación de nuevos gases. El proceso se repite con un
movimiento ondulatorio que afecta a toda la masa explosiva y que se denomina onda de
choque, la que se desplaza a velocidades entre 1 500 a 7 000 m/s según la composición
del explosivo y sus condiciones de iniciación.
c. Termoquímica de los explosivos
Se refiere a los cambios de energía interna, principalmente en forma de calor. La
energía almacenada en un explosivo se encuentra en forma de energía potencial, latente
o estática. La energía potencial liberada a través del proceso de detonación se transforma
en energía cinética o mecánica. Ley de conservación de la energía establece que en
cualquier sistema aislado la cantidad de energía es constante, aunque la forma puede
cambiar, así:
(Up + Uc) = cte.
Donde:
75
• Up = Energía potencial.
• Uc = Energía cinética.
d. Sensitividad de los explosivos
La sensitividad de un explosivo está definida por la cantidad de energía que un
explosivo requiere para detonar confiablemente. Esto es conocido en ocasiones como los
requerimientos mínimos de cebado. Algunos explosivos requieren de muy poca energía
para detonar confiablemente. El fulminante estándar número 8 hará detonar la dinamita
y algunos de los hidrogeles y emulsiones sensibles al fulminante.
Muchos factores pueden influenciar la sensitividad de un producto. Por ejemplo:
la sensitividad puede reducirse debido o la presencia de agua en el barreno, diámetro
inadecuado de la carga o por temperaturas extremas.
La sensitividad de un producto define los requerimientos de cebado, esto es, el
tamaño y la potencia del cebo. Si la detonación confiable de la carga principal no se da,
los vapores pueden aumentar, los niveles de vibración del suelo se pueden incrementar,
los taladros se pueden escopetear y se pueden provocar cantidades considerables de roca,
como se observa en la Tabla 2.11.
Tabla 2.11. Sensitividad de los explosivos.

Tipo Sensitividad de riesgo Sensitividad desempeño
Dinamita granulada Moderada a alta Excelente
Dinamita gelatina Moderada Excelente
Emulsion encartuchada Baja Bueno o muy bueno
Emulsion a granel Baja Bueno o muy bueno
ANFO carg. neumaticamente Baja Mala a buena
ANFO vaciado Baja Mala a buena
ANFO encartuchado Baja Buena a muy buena
ANFO pesado Baja Mala a buena
Fuente: Konya, (1998).
76
e. Velocidad de detonación del explosivo
La velocidad de detonación se utiliza para determinar la eficiencia de una reacción
explosiva en el uso práctico. Si surge una duda en cuanto al desempeño de un compuesto
explosivo durante su aplicación, se pueden insertar sondas de velocidad en el producto;
cuando el producto detona, el rango de reacción puede ser medido y así juzgar el
desempeño por la velocidad registrada. Si el producto está detonando a una velocidad
significativamente menor a la especificada, es una indicación que el desempeño del
explosivo no cumple con las normas especificadas en la hoja técnica, ver Tabla 2.12.
Tabla 2.12. Velocidad de detonación (m/s).

Diámetro
Tipo
32 mm 76 mm 229 mm
Dinamita granulada 2100 - 5800
Dinamita gelatina 3600 - 7600
Dinamita encartuchada 4000 - 4600
Emulsion a granel 2100 - 3000 4300 - 4900 3700 - 5800
ANFO carg. neumaticamente 1800 - 2100 4300 - 4700 4300 - 4600
ANFO vaciado 3000 - 3400 4300 - 4600
ANFO encartuchado 3000 - 3700 4300 - 4600
ANFO pesado 3400 - 5800
f. Presión de detonación
La presión de detonación es la que se obtiene de manera casi instantánea como
resultado del movimiento de la onda de choque a través del explosivo.
Cuando se inicia un explosivo con otro, la presión de choque del explosivo
primario se usa para causar la iniciación del explosivo secundario. La presión de
detonación puede ser 40 relacionada con la presión de barreno, pero no es
necesariamente, una relación lineal, ver Tabla 2.13.
77
Tabla 2.13. Presión de detonación (Kbar).
Tipo Presión de detonación
Dinamita granulada 20 - 70
Dinamita gelatina 70 - 140
Dinamita encartuchada 20 - 100
Emulsion a granel 20 - 100
ANFO vaciado 07 - 45
ANFO encartuchado 20 - 60
ANFO pesado 20 - 90
g. Densidad del explosivo
La densidad determina el peso de explosivo que puede cargarse dentro de un
diámetro específico de barreno. Basándose en el peso, no hay una diferencia muy
marcada en la energía entre diversos explosivos.
La diferencia en energía sobre la base de la unidad de peso no es ni siquiera
cercana a la diferencia de energía sobre la base de la unidad de volumen, ver Tabla 2.14.
Tabla 2.14. Densidad de productos explosivos (g/cm3).

Tipo Densidad
Dinamita granulada 0.8 - 1.4
Dinamita gelatina 1.0 - 1.7
Dinamita encartuchada 1.1 - 1.3
Emulsion a granel 1.1 - 1.6
ANFO vaciado 0.8 - 0.9
ANFO encartuchado 1.1 - 1.2
ANFO pesado 1.1 - 1.4
h. Potencia de un explosivo
El término potencia se refiere al contenido de energía de un explosivo que a su
vez es la medida de la fuerza que puede desarrollar y su habilidad para hacer un trabajo.
La clasificación de potencia es engañosa y no compara, de manera certera, la efectividad
de fragmentar la roca con el tipo de explosivo. En general se puede decir que, la
78
clasificación de potencia, es sólo una herramienta para identificar los resultados finales y
asociados con un producto específico.
i. Cohesividad de un explosivo
La cohesividad se define cómo la habilidad de un explosivo de mantener su forma
original, Hay ocasiones en que el explosivo debe mantener su forma original y otras en
que debe fluir libremente. Como ejemplo, cuando se hacen voladuras en roca muy
fragmentada y agrietada, definitivamente se debe utilizar un explosivo que no fluye hacia
las grietas causando con esto que el taladro quede sobrecargado.
2.2.2.7. Evaluación del resultado de voladura de pre-corte
Según, Konya (1998), las formulas descritas en el diseño de voladura de pre corte
se utilizan para aproximar las cargas de explosivo y los espaciamientos, para las técnicas
de voladura controlada. Después de que se efectúen las voladuras de prueba, el operador
puede evaluar los resultados y determinar si se necesitan cambios en el diseño de
voladura. Si la roca es masiva y tiene pocas discontinuidades geológicas, se puede
evaluar, si el espaciamiento es el adecuado al observar el plano de fractura que se ha
formado. Los resultados que se obtienen en las operaciones mineras y la evaluación de
los resultados obtenidos en una voladura de contorno puede hacerse de forma cuantitativa
y cualitativa estas evaluaciones se basan en: factor de cañas visibles, métodos
fotográficos y estudio topográfico.
a. Factor de cañas visibles
El cálculo del Factor de Cañas Visibles "FCV", es el cociente entre la longitud de
las cañas visibles y la longitud total perforada, como se observa la Figura 2.30, la
evaluación cuantitativa da un valor que define la calidad de la voladura controlada, es
más interesante, en orden a optimizar los resultados, un análisis del conjunto de la
79
superficie creada para la técnica de pre-corte, en la que para cada tipo de daños aparecidos
se indica el posible origen y la solución del problema.
Figura 2.30. Cálculo de factor de cañas visibles.

b. Método fotográfico
López (1994), es el primero que menciona la utilización de fotografías de la pila
en donde se elegían aleatoriamente unas zonas equivalentes al 15% de la superficie total.
Actualmente se utiliza en la evaluación del resultado de la voladura de pre-corte.
Culminado el proceso de voladura, es posible observar el perfil del talud en donde se
determina la existencia o no de sobre rotura y la magnitud de los daños en el macizo
residual. La valoración de los daños producidos por las voladuras en el macizo remanente
puede realizarse mediante el método visual y/o fotográfico comparando un proceso inicial
y final, este método es trabajado con el sistema comparativo de niveles de daño producido
por voladura en taludes rocosos propuesto por Ashby (1980). (ver Tabla 2.15).
80
Tabla 2.15. Niveles de daño por voladura en taludes rocosos.
Condiciones observadas en el talud
Nivel de
Ángulo de talud y Cond. excavación
daños Juntas y bloques
condiciones en el frente
Juntas cerradas, material >75° Se ven las cañas de Excavación no
1 ligeros
de relleno no movilizado. los taladros de contorno. practicable.
Pequeñas juntas rellenas >65° El frente es suave, Señales de
abiertas, bloques aislados se ven algunas secciones penetración de los
2 moderados
y juntas ligeramente de los taladros, pequeñas dientes, pero
desplazadas. grietas. excavación dificil.
>65° Pequeños
Excavación factible
Algunas juntas son descostramientos desde
3 fuertes con esfuerzo < 1.5
abiertas y desplazadas. el frente. Se aprecian
m.
grietas radiales.
>55° Frente irregular,
Frente fracturado, juntas
algunos descostramientos Excavación factible
4 severos abiertas y algunos bloques
y grietas de < 3 m.
movilizados.
sobreexcavación.
37°>55° Frente muy
Bloques movilizados y
irregular, fuertes Excavación factible
5 extremos agrietados. Lavoladura
descostramientos y gran > 3 m.
produce materia fino.
sobreexcavación.
Fuente: Ashby, (1980).
c. Método topográfico
Actualmente, existen en el mercado sistemas de levantamiento topográfico de los
frentes de excavación basados en la tecnología de los rayos láser, que permiten obtener
perfiles obtenidos después de la voladura en diferentes planos verticales. El principio
consiste en medir el tiempo que tarda un pulso electromagnético en llegar al frente,
reflejarse, y volver al punto de emisión, midiéndose simultáneamente el ancho de la
berma diseñada, los ángulos vertical y horizontal, e indicando la dirección de la
observación, estas numerosas medidas que se realizan se almacenan en una libreta
electrónica, para su procesamiento posterior en ordenador, ver Figura. 2.31. Utilizando
el software adecuado, puede determinarse de forma rápida y sencilla la posición óptima
de los taladros, el ancho diseñado de la berma y las cantidades de explosivo necesarias,
81
así como el rendimiento de las voladuras precedentes (presencia de sobre rotura y/o
bloques suspendidos en el talud).
Figura 2.31. Obtención de perfiles mediante equipo laser.

2.3. Marco Conceptual
Macizo rocoso
Es el medio in-situ que contiene diferentes tipos de discontinuidades como
diaclasas, estratos, fallas y otros rasgos estructurales. (Sociedad Nacional de Minería
Petróleo y Energía, 2004).
Matriz rocosa
Es el material rocoso exento de discontinuidades, o los bloques de roca intacta
que quedan entre ellas. La matriz rocosa, a pesar de considerarse continua, presenta
comportamiento heterogéneo y anisótropo ligado a su fábrica y a su microestructura
mineral. (Gonzales de Vallejo, 2002).
Discontinuidad
Una discontinuidad es una superficie del macizo rocoso que está abierta o puede
abrirse fácilmente a causa de tenciones inducidas por la excavación.
82
Las superficies de discontinuidad aparecen durante la formación de la roca
(planos de estratificación, laminación, foliación, disyunción, etc) o posteriormente por
causas tectónicas (esquistosidad, pizarrosidad y las fracturas: fallas y las diaclasas (estas
últimas denominadas vulgarmente “juntas” (Jorda Bordehore, 2013).
Orientación
Es la posición de la discontinuidad en el espacio y comúnmente es descrito por la
dirección de buzamiento y el buzamiento de la línea de máxima pendiente en el plano de
la discontinuidad. (Instituto Tecnológico GeoMinero de España, 1987).
Meteorización
Denominada también intemperización, está relacionada con la modificación que
sufre la superficie de la roca o en sus proximidades, debido a la acción de agentes
atmosféricos. El grado de la meteorización dependerá de las condiciones climatológicas,
morfológicas y la composición de la masa rocosa. La meteorización se divide en
meteorización física, química y biológica. (Sociedad Nacional de Minería Petróleo y
Energía, 2004).
Alteración
La alteración de la roca o más propiamente dicha, alteración hidrotermal, se
produce por la ascensión de fluidos o gases magmáticos a altas temperaturas a través de
fracturas o zonas de falla. Éstos afectan a los rellenos de las zonas de falla y sus cajas,
originando reemplazamientos y rellenos, que modifican las condiciones del macizo
rocoso en los cuales se emplazan.
Algunos tipos de alteración, como la silicificación y en menor grado la
calcificación, mejoran las características de la masa rocosa, incluyendo las zonas de falla.
Otros, como la propilitización, disminuyen levemente las condiciones debido a la
presencia de cloritas en las paredes de las fracturas. La sericitización y la argilitización
83
(aumento de minerales arcillosos) son las alteraciones más desfavorables para los
macizos rocosos donde se emplazan. (SNMPE, 2004).
Diseño de voladura de pre-corte
Según, Konya (1998), el diseño de voladura debe abarcar los conceptos
fundamentales de un diseño de voladuras ideal los cuales son modificados cuando es
necesario para compensar las condiciones geológicas específicas del lugar.
Para poder evaluar un plan de voladura, éste debe tomarse por partes y cada
variable o dimensión debe ser evaluada. Un plan de voladura debe diseñarse y revisarse
paso por paso. En este estudio de investigación serán analizados los métodos para
determinar si las variables de diseño están en rangos normalmente aceptados.
Sobre rotura del talud final
En general, ocurren dos tipos de sobre rotura (back break & over break) debido a
la voladura de producción. El sobre rotura trasera, que es el que ocurre detrás de la última
hilera de barrenos y el sobre rotura lateral que es el que ocurre a los extremos de cada
voladura.
Carga acoplada
Se refiere al grado de contacto entre el explosivo en un taladro y la roca que lo
rodea. Cuando el diámetro del explosivo es menor que el del taladro, se dice que la carga
está desacoplada, y la razón de desacople definido como la relación entre el volumen de
la carga al volumen del taladro. Los explosivos cargados a granel tienen un factor de
acoplamiento igual a 1. Algunos autores definen la razón de acoplamiento como la razón
de diámetro de carga a la del taladro.
Carga desacoplada
Se refiere a la práctica de usar una carga de diámetro más pequeño que la del
taladro de voladura a cargar. Un menor diámetro sirve primero al propósito de reducir la
84
presión efectiva de la detonación (menor daño), con reducción de la presión peak de
taladro.
La reducción en presión es mayor que la estimada en virtud de la razón de
desacople debido al efecto de confinamiento reducido en la velocidad de detonación
(VOD) del explosivo, y la dependencia de presión de la detonación en la VOD. La
siguiente ecuación se usa para definir la razón de desacople.
Fracturamiento hacia atrás
Proceso mediante el cual se efectúa el fracturamiento de las rocas que no están
comprendidas dentro de los límites de la malla o plantilla de perforación.
85
CAPÍTULO III
MATERIALES Y MÉTODOS
3.1. Ubicación geográfica del estudio
En éste sub-capítulo se presenta la descripción del área de estudio, ubicación,
acceso, geomorfología y la geología, los cuales son datos de suma importancia para
realizar el presente estudio de investigación.
3.1.1. Ubicación y acceso
La obra está ubicada en el distrito de Vilcabamba, provincia de La Convención,
departamento de Cusco; la altura promedio de esta localidad es de 1,284.00 m.s.n.m. con
las coordenadas que muestra la Tabla 3.1, el área territorial se encuentra entre las regiones
naturales de ceja de selva y sierra respectivamente.
El Distrito de Vilcabamba registra una superficie de 5,046.47 Km2.
• Región : Cusco
• Provincia : La Convención
• Distrito : Vilcabamba
• Altitud : 1,284.00 m.s.n.m
Tabla 3.1. Coordenadas geográficas UTM.

Ubicación Este Norte Altura
Chontabamba Km 696266.496 8575587.857 1284.000
Concevidayoc Km 697955.000 8570541.000 1467.000
Fuente: El autor.
86
Figura 3.1. Ubicación de la zona de estudio.
Fuente: Google Earth.
La ruta de ingreso y el itinerario que describe a lo largo de su recorrido es el
siguiente:
Tabla 3.2. Ruta de acceso a la zona de estudio.

Ruta Km - Km Tipo de carretera
Cusco - Ollantaytambo Km 0+000 – Km 105+000 Asfaltado
Ollantaytambo - Abra Málaga Km 105+000 – Km 147+300 Asfaltado
Abra Málaga - Alfamayo Km 147+300 – Km 189+500 Asfaltado
Alfamayo - Huyro - Chaullay Km 189+500 - Km 230+870 Asfaltado
Chaullay - Quillabamba Km 230+870 - Km 235+870 Asfaltado
Quillabamba – Echarate Km 235+870 - Km 264+870 Asfaltado
Echarate – Kiteni Km 264+870 - Km 370+870 Afirmado
Kiteni – Chontabamba Km 370+870 - Km 423+870 Afirmado
Fuente: El autor.
La carretera que conecta las localidades de Puente Kiteni – Chontabamba tienen
una longitud aproximada de 53 km y un ancho de vía de 3.5 m con una superficie de
rodadura de lastre, constituyéndose como la principal vía de acceso vehicular a los
caseríos de la zona del proyecto.
87
3.1.2. Geomorfología
Geomorfológicamente la zona de estudio se encuentra ubicado en las partes bajas
del flanco oriental de la Cordillera de los Andes, por encima de los valles longitudinales
con pendiente moderada.
El área del emplazamiento de los estribos presenta una morfología pronunciada
con pendiente que oscila entre el 15 y el 45%. Normalmente no se observan fenómenos
exógenos importantes, apreciándose, eventualmente en su contacto con las áreas que la
circunvalan, abarrancamientos y deslizamientos como continuación de los habidos en
aquellas de morfología bastante homogénea y accidentada siempre que se considere como
unidad independiente, ya que en conjunto presenta pendientes elevadas (entre 45 y 50%)
cuando entra en contacto con las áreas que la circundan. Se realiza una separación en
función de los grupos litológicos: formaciones de bloques, gravas, conglomerados y
arenas, por un lado, y bloques, gravas, por otro. En general, la zona está comprendida por
las siguientes unidades Geomorfológicas Locales:
3.1.2.1. Laderas
Las laderas se encuentran en ambos flancos de la quebrada y tienen una pendiente
que oscila entre 15º a 25º, cubiertas de vegetación; estas áreas se caracterizan por
presentar una topografía poco accidentada de suelos que son generalmente de potencias
superficiales (coluviales y aluviales) e infrayaciendo abundantes afloramientos de
substratos rocosos.
3.1.2.2. Quebradas
En la zona de estudio las quebradas se encuentran erosionadas por los riachuelos
y ríos que en ellas se encuentran, generalmente se acrecientan en la época de lluvias donde
la precipitación pluvial es fuerte; que generalmente arrastra lodo, bloques, gravas
produciendo los denominados derrumbes y/o huaycos. En época de lluvias intensas el
88
arrastre de sólidos es de gran magnitud que ocasiona la acumulación de gran cantidad de
material granular en la base del talud.
3.1.2.3. Terrazas
Son relieves topográficos de origen agradacional sobre antiguos lechos de
corriente fluvial, generalmente se encuentran en las márgenes de los ríos, existen
evidencias de terrazas de origen fluvial y erosional constituido de grandes bloques de
roca sub redondeadas a sub angulosas hasta se aprecian bloques redondeados por la
distancia arrastrada con una matriz arenoso de grano medio a grueso.
3.1.3. Geología regional
La geología de la zona de estudios de se caracteriza por su complejidad,
adquiriendo su compleja configuración desde el paleozoico, continuando con el
mesozoico y adquiere su forma definitiva en el cenozoico y prolongándose hasta la
actualidad.
Prueba de esta constante evolución, es la presencia de abundantes fallas,
plegamientos y otras acciones tectónicas que evidencian el activo cinturón sísmico de la
cadena de los andes. Litológicamente la Provincia de La Convención, consta de rocas
paleozoicas que pasan gradualmente de la cordillera hacia faja sub andina donde el mayor
predominio está dado por rocas del paleozoico e intrusivos granitoides, en tanto que rocas
terciarias ocupan las partes mesoandinas de la provincia, en tanto la selva baja es
básicamente constituida por suelos cretáceos y cuaternarios.
89
Figura 3.2. Mapa geológico de la zona.
Fuente: INGEMMET (Carta geológica del Perú - Cuadrángulo de Chuanquiri).
3.1.3.1. Grupo San José (ordovícico inferior - medio)
Constituye el grupo geológico más representativo de la provincia (La
Convención). Se puede decir que a este grupo se le puede encontrar ampliamente en la
Cordillera Oriental aflorando principalmente en la margen derecha del río Apurímac y
afluentes como Río Pichari, Kimbiri, así como también en las nacientes de los ríos Picha,
Mantalo; es una secuencia de pizarras que se encuentran expuestas a lo largo del valle del
río Sandia. Litológicamente en el Grupo San José se pueden diferenciar dos unidades:
a. Unidad inferior
Constituida por una secuencia homogénea de pizarras ampelíticas, en capas
delgadas tabulares, con laminación y fuerte fracturamiento presentando algunos niveles
de filitas, esta secuencia tiene una coloración oscura, con pátina por oxidación de la pirita
diseminada.
b. Unidad superior
Constituida por pizarras en capas delgadas y laminación interna paralela,
intercalada con areniscas de grano fino en capas delgadas a medianas de color beige a
90
gris oscuro presentando fósiles; morfológicamente es suave, en los cortes de quebradas y
valles profundos se forman gargantas y escarpas casi verticales e incluso ocasionan zonas
de inestabilidad por la baja competencia de la roca, esto se observa aguas arriba del río
Apurímac a la altura de Lima tambo, Naranjal.
3.1.3.2. Formación Sandia (ordovícico superior)
Según Laubacher G. (1973), esta unidad está conformada por cuarcitas y pizarras
que afloran en el valle del río Sandia y en la Cordillera Oriental en menor porcentaje que
el Grupo San José. En el cuadrángulo del mismo nombre, se pudo diferenciar dos
miembros:
a. Miembro inferior
Constituida en la base por un paquete sobresaliente y resistente de cuarcitas de
color gris claro, a blanquecino en capas gruesas y medianas, tabulares, de grano fino a
grueso, se intercalan con areniscas micáceas de laminación paralela; hacia el tope
predomina una intercalación de capas delgadas con cuarcitas grises oscuras, verde
grisáceas y grises claros, de grano fino, en capas de contacto onduladas y niveles
lenticulares de areniscas producto de las estructuras de sobrecarga. Este miembro inferior
presenta con mayor frecuencia vetillas y vetas de cuarzo lechoso y algunas capas con
presencia de micas.
b. Miembro superior
Representada por una intercalación de areniscas y cuarcitas de grano fino de
colores que varían de gris claro a gris oscuro y blanquecinos en capas delgadas a
medianas tabulares, de contacto ondulante; Limonitas con estratificación interna paralela
y un nivel delgado de calizas, con cristales de calcita re-cristalizada. Hacia la parte
superior se intercala cuarcitas, limonitas y areniscas de grano medio y fino en capas
delgadas y en el tope un paquete sobresaliente de areniscas en capas gruesas.
91
3.1.3.3. Formación Ananea (siluro- devoniano inferior)
Aflora en una superficie de 993.43 Km² que representan el 3.14 % del total
provincial. Designado por Laubacher G. (1973), a una capa gruesa y continua secuencia
pizarrosa, pizarras-limolíticas y areniscas cuarzosas inferiores en capas delgadas. Las
pizarras afloran principalmente en el extremo sur del cuadrángulo de Río Picha y se
prolongan hacia la hoja de Llochehua; en la quebrada Kipiashiari y Quebrada Cuviriani,
de la misma manera se puede observar esta formación en el cuadrángulo de Chuanquiri
(extremo norte) en el recorrido del Río Mantalo se tienen las mejores exposiciones. En
esta zona la secuencia está fuertemente plegada formando anticlinales y sinclinales
apretados.
3.1.3.4. Grupo Cabanillas (devoniano medio superior)
Se evidencia ampliamente en la Cordillera Oriental en los cuadrángulos de San
Francisco, (principalmente en las riberas del río Apurímac); en Llochehua (aflora en los
ríos Kimquiviri y Teresa, quebrada Kipiashari, quebrada Kimbiri en las proximidades del
río Apurímac); en el cuadrángulo Rio Picha (corta transversalmente al río Mantalo) y en
el extremo sur oeste del mencionado cuadrángulo; el Grupo Cabanillas se presenta en el
recorrido del río Timpia (cuadrángulo de Calangato). Litológicamente el Grupo
Cabanillas se caracteriza por una intercalación de capas delgadas de areniscas y limonitas.
a. Miembro inferior
Consiste de una alternancia de areniscas cuarzosas y limonitas pizarrosas. Los
niveles son de grano fino en capas delgadas y tabulares de color gris claro, verde grisáceo;
en menor proporción alternan las limonitas pizarrosas, estratificadas en capas delgadas
de color negro y beige con presencia de micas.
92
b. Miembro superior
Hacia la parte oriental consiste de una intercalación de limonitas pizarrosas de
color negro característicamente laminar, micácea y en menor proporción niveles delgados
de arenisca cuarzosa; En el sector occidental del área que comprende el trayecto de San
Francisco a Santa Rosa, está compuesta principalmente de limonitas pizarrosas en capas
delgadas de color negro, fuertemente fracturadas.
3.1.3.5. Grupo Tarma (carbonífero superior)
Esta unidad fue definida por Dumbar y Newell (1946) y Newell (1949), quienes
la denominaron unidad arenisca verdosa. Su litología está representada por una delgada
unidad transgresiva rica en clásticos. Se encuentra en discordancia conformable con la
Formación Copacabana de naturaleza calcárea. Sus litologías representativas son calizas
micríticas fosilífera, de aspecto masivo, de tonos claros a cristalinas con intercalaciones
de lutitas gris oscuro a gris verdoso y en la parte superior con niveles evaporíticos.
3.1.4. Geología local
3.1.4.1. Depósitos cuaternarios
Los depósitos Cuaternarios en el área de estudio ocupan la mayor extensión,
cubriendo discordantemente al substrato litológico y constituyendo depósitos no
consolidados de variado espesor. Se les encuentra como cubiertas delgadas no
consolidadas en las partes altas relativamente estabilizadas los que posteriormente son
movilizados por la acción fluvial y depositados formando terrazas, dificultando la libre
exposición de la secuencia litológica subyacente; su coloración es variable.
3.1.4.2. Depósitos aluviales
Son depósitos que se observan esencialmente en los ríos y quebradas; en los
niveles aluviales relativamente antiguos, que conforman terrazas dominantes en los
93
cursos de los ríos, litológicamente está constituido por pizarras cuarzosas, filitas, granitos,
areniscas cuarzosas y cuarcitas, transportados con clastos angulosos a sub redondeados.
3.1.4.3. Depósitos fluviales
Los depósitos fluviales en cambio están litológicamente compuestos por pizarras
cuarzosas y granitos con clastos redondeados a sub redondeados debido al transporte con
que se depositaron los mismos que varían de tamaño dependiendo de la proximidad del
río; se les encuentra en los cauces de los ríos. Los sectores cuaternarios de la zona en
estudio, pertenecen a estos tipos de depósitos (Aluviales-Fluviales).
3.1.5. Estratigrafía
En el cuadrángulo de Chuanquiri (26-p), se tienen unidades estratigráficas que
van del Precámbrico al Cuaternario como se puede apreciar en la Figura 3.3.
94
Figura 3.3. Estratigrafía de la zona de estudio.
Fuente: INGEMMET (Boletín n° 89, Carta geológica del Perú).
95
3.2. Tipo y diseño metodológico
3.2.1. Tipo de investigación
Según Borja (2012), en la ciencia existen diferentes tipos de investigación y es
necesario conocer sus características para determinar cuál de ellos se adapta mejor a la
investigación que se realiza, en este sentido, se consideró que:
Según el fin que se persigue es de tipo aplicada, porque busca conocer, actuar,
construir y modificar una realidad problemática, así mismo está interesada en la
aplicación inmediata de los conocimientos sobre la misma; en este sentido, la
problemática en el presente estudio de investigación fue la sobrerotura hacia atrás (back
break) que se generaba en la conformación del talud en el macizo rocoso, y así mismo la
aplicación de los conocimientos y resultados obtenidos fue de manera directa e inmediata.
Según los tipos de datos analizados es cuantitativa, porque una forma de conocer
la realidad es a través de la recolección y análisis de datos, además de que este tipo de
investigación confía en la medición numérica, el conteo y frecuentemente en el uso de la
estadística para establecer patrones de comportamiento en una población; en tal sentido,
para el presente trabajo de investigación los datos se obtuvieron a partir de la evaluación
geomecánica del macizo rocoso que nos permitió conocer y definir sus propiedades físico
– mecánicas y estructurales, del mismo modo para el diseño de la voladura controlada de
pre-corte se determinaron los parámetros adecuados de perforación y voladura
(propiedades del explosivo), así también se obtuvieron datos mediante comparación
fotográfica en la conformación del talud (antes y después) para su análisis respectivo, en
tal sentido se conoció la realidad de la voladura, es decir se realizó la comparación de la
voladura inicial sin control y la voladura controlada de pre-corte diseñada en base a la
evaluación geomecánica.
96
3.2.2. Diseño de la investigación
El mismo Borja (2012), indica que el diseño metodológico es la estrategia
concebida para poner a prueba la hipótesis o para intentar verificarla y así obtener la
información que se desea; en este marco, la metodología para demostrar la hipótesis del
presente trabajo de investigación es de diseño experimental (causa – efecto), porque se
explica el comportamiento de una variable en función de otra, por lo que en el presente
trabajo de investigación la causa fue la definición de las condiciones físico – mecánicas
y estructurales del macizo rocoso, que se determinó a través de la evaluación
geomecánica, y el efecto fue minimizar la sobre rotura hacia atrás en la conformación del
talud, por lo que se realizó el diseño y análisis de la voladura controlada de pre-corte en
la excavación del macizo rocoso de la carretera Chontabamba – Concevidayoc.
3.2.2.1. Metodología de la evaluación geomecánica
Según el diseño de investigación, los trabajos para la evaluación geomecánica del
macizo rocoso se realizaron siguiendo un programa de trabajo consistente en la
recopilación de la información, evaluaciones de campo, ensayos de laboratorio y trabajo
en gabinete (ver Figura 3.4); por lo cual se establecieron los siguientes pasos lógicos:
• Se recopiló, estudió e interpretó la información bibliográfica referente al
tema investigado, antes y durante el estudio, dicha información fue
analizada para su aplicación en campo.
• Se caracterizó el macizo rocoso con trabajos de: 47 estaciones de mapeos
geomecánicos in situ (esclerómetro, brújula, flexómetro, picza, etc.), se
tomó en cuenta los aspectos litológicos de la zona (Cuadrángulo de
Chuanquiri), se determinaron las propiedades físicas y mecánicas
necesarias de la roca intacta (δ y UCS), y se procesaron los datos para
establecer las características de la distribución de discontinuidades.
97
• Se determinó la calidad del macizo rocoso mediante los métodos de
clasificación geomecánica: RMR de Bieniawski (1989), índice Q de
Barton, et al., (1974) y el GSI de Hoek y Marinos (2000).
• Seguidamente se delimito las áreas con características similares del
macizo rocoso (zonificación), teniendo en cuenta los aspectos litológicos,
las propiedades físico – mecánicas, el arreglo y características
estructurales de las diaclasas y la calidad del macizo rocoso.
Figura 3.4. Diagrama de flujo de la evaluación geomecánica.

Fuente: El autor.
98
3.2.2.2. Metodología del diseño y análisis de la voladura controlada de pre-corte
El diseño y análisis de la voladura controlada de pre-corte aplicados en la
excavación del macizo rocoso de la carretera Chontabamba – Concevidayoc, ubicado
entre las progresivas del km 05+100 al km 06+300, se realizaron según el diseño de
investigación y también siguiendo un programa de trabajo consistente en la recopilación
de la información, evaluaciones de campo y trabajo en gabinete (ver Figura 3.5); por lo
cual se establecieron los siguientes pasos lógicos:
• Primeramente, se analizaron los planos de construcción donde se
determinó la geometría (altura, ancho y largo) de la excavación, así como
también el ángulo de inclinación del talud final.
• El diseño de la voladura controlada de pre-corte se realizó en base a los
recursos disponibles con los que se contaba, como el equipo de
perforación hidráulica, que fue un Rock Drill DX-500 cuyo diámetro de
perforación disponible fue de 3.0 pulgadas.
• Se calculó la presión de detonación en las paredes del taladro (MPa), ya
que estas presiones deben ser del orden de la resistencia a la compresión
de la roca, dicho cálculo se realizó en base a Enaex (2002) y GeoBlast
(2008), teniendo en cuenta las características del explosivo (densidad y
Vod), diámetro de la carga explosiva (razón de desacoplamiento).
• Se determinó el factor de carga en kg/m², ya que la finalidad de la voladura
controlada de pre-corte es generar una grieta y/o un plano de
discontinuidad entre los taladros adyacentes de la línea de pre-corte, esto
con una baja densidad lineal de carga y una simultaneidad en la iniciación
de los taladros, lo cual está en función a las características geomecánicas
99
de la roca y el diámetro de perforación, Enaex (2002) y GeoBlast S.A.
(2008).
• Se calculó el espaciamiento entre taladros de pre-corte, puesto que este
debe ser menor que el espaciamiento entre los taladros de producción, para
que exista una interacción entre taladros, además se tuvo en cuenta que el
factor de carga tenía que ser reducido, para generar presiones (MPa) del
orden de la roca, este cálculo se realizó en base a Enaex (2002) y GeoBlast
(2008), teniendo en cuenta la presión de detonación, el diámetro del
taladro y el esfuerzo de tensión de la roca.
• Simulación en el software Jk Simblast (2D-Bench), ya que es una
herramienta de diseño muy flexible y eficaz que nos brindó una visión
clara del resultado esperado en la voladura, el mismo que se configuro una
vez definidos los parámetros de diseño de perforación y voladura.
• Concluido el diseño de la voladura controlada de pre-corte, se aplicaron
03 pruebas de la misma entre las progresivas del km 05+220 al km 05+310
para su análisis respectivo durante la excavación para la conformación del
talud en el macizo rocoso de la carretera Chontabamba – Concevidayoc.
• Finalmente, se valoró la sobrerotura hacia atrás (back break) en la
conformación de la pared del talud final, este resultado de la voladura
controlada de pre-corte se evaluó mediante comparación fotográfica (antes
vs. después) en base a la teoría de Ashby (1980), y de esta manera se
determinó los niveles de daño ocasionados aplicando el diseño de la
voladura controlada de pre-corte, presentando una sobrerotura mínima o
no, en la conformación de dicho talud.
100
Figura 3.5. Diagrama de flujo del diseño y evaluación de la voladura de pre-corte.
Fuente: El autor.
3.3. Población y muestra
3.3.1. Población
Según Borja (2012), indica que, se denomina población o universo al conjunto de
elementos o sujetos que serán motivo de estudio, en este sentido la población en el
presente trabajo de investigación está constituido por la excavación del tramo del macizo
rocoso de la carretera Chontabamba – Concevidayoc, ubicado entre las progresivas del
km 05+100 al km 06+300, para dicha excavación se diseñaron los parámetros de
101
perforación y voladura controlada de pre-corte (propiedades de los explosivos y
accesorios utilizados), esto en base a la evaluación geomecánica del macizo rocoso
(características geomecánicas).
Este tramo del macizo rocoso tiene una longitud de 1.2 Km y el volumen a excavar
del macizo rocoso es de 31,916.43 m3 el mismo que se determinó con el levantamiento
topográfico respectivo con estación total y el procesamiento en AutoCAD Civil 3D, el
mismo que figura en el expediente técnico del proyecto (Ver Anexo B), y una vez
determinado en laboratorio el peso específico de la roca (pizarra) cuyo valor es de 2.71
TM/m3, es que se calculó el total de la masa rocosa a excavar que es de 86,493.52 TM.
3.3.2. Muestra
El mismo Borja (2012), menciona que, en una investigación cuantitativa la
muestra de estudio es un subgrupo representativo de la población, sobre la cual se habrán
de recolectar datos, en ese entender la muestra para el presente trabajo de investigación
es la excavación del macizo rocoso entre las progresivas del km 05+220 al km 05+310,
tramo donde se aplicaron las 03 pruebas de voladura controlada de pre-corte, previa
evaluación geomecánica de la carretera Chontabamba – Concevidayoc, este tramo tiene
una longitud de 0.09 Km.; además estas pruebas fueron monitoreadas desde un punto de
vista de diseño (pre-voladura) y evaluación (pos-voladura).
Cabe mencionar que, para corroborar el resultado obtenido de la primera prueba
de voladura controlada de pre-corte (progresiva del km 05+220 al km 05+250), se
realizaron una segunda (progresiva del km 05+250 al km 05+280) y tercera (progresiva
del km 05+280 al km 05+310).
El tipo de muestreo aplicado en el presente trabajo de investigación es no
probabilístico ya que la selección de los elementos de la muestra no depende de la
probabilidad sino del criterio del investigador, además que dichos elementos se
102
seleccionan siguiendo criterios determinados como la presión de detonación, el factor de
carga y el espaciamiento entre taladros de pre-corte; procurando la representatividad de
estas 03 pruebas de voladura de pre-corte. Y para la evaluación de la voladura se
registraron fotografías del talud conformado con la voladura sin control y fotografías del
talud conformado con el diseño de la voladura controlada de pre-corte, para
posteriormente realizar una comparación fotográfica (antes y después).
3.4. Operacionalización de las variables
Es el proceso mediante el cual se explica cómo se medirán las variables
formuladas en la hipótesis, para lo cual en muchos casos habrá que descomponerlas en
indicadores susceptibles de poder medirse; así mismo las variables siempre se aplican al
grupo u objetos que se investigan, los cuales adquieren distintos valores en función de la
variable estudiada. En el presente trabajo de investigación, el investigador definió los
indicadores de las variables antes de realizar la recolección de datos, para ello utilizo
términos operacionales que produjeron datos concretos, es decir, que fueron
cuantificables. (Borja, 2012).
3.4.1. Variable independiente
La variable independiente es la variable que produce el efecto o es la causa de la
variable dependiente; en este entender, en el presente trabajo de investigación dicha
variable corresponde a la definición de las condiciones físico – mecánicas y estructurales
del macizo rocoso, que fueron determinadas a través de la evaluación geomecánica del
mismo, y cuya ubicación es entre las progresivas del km 05+100 al km 06+300 de la
carretera Chontabamba – Concevidayoc.
3.4.2. Variable dependiente
La variable dependiente es el resultado o efecto producido por la acción de la
variable independiente; en tal sentido, para el presente trabajo de investigación esta
103
variable corresponde a la minimización de la sobre rotura hacia atrás en la conformación
del talud en el macizo rocoso, para lo cual se diseñó y evaluó la voladura controlada de
pre-corte aplicada en la excavación del mismo, esto en la conformación del talud entre
las progresivas del km 05+100 al km 06+300 de la carretera Chontabamba –
Concevidayoc.
Tabla 3.3. Matriz de operacionalización de las variables.

Variables Dimensión Indicadores Unidades
Propiedades de la roca Resistencia a la compresión Megapascales
intacta. Peso específico Toneladas/metro^3
Variable
Propiedades de las Ángulo de fricción Grados
independiente X:
discontinuidades. Cohesión Megapascales
Condiciones fisico -
Tipo de roca Unidad
mecanicas y
Sistema de discontinuidad Unidad
estructurales del
Orientación Grados
macizo rocoso,
Espaciado Centimetros
ubicado entre las
Persistencia Metros
progresivas del km
Propiedades del macizo Apertura Milimetros
05+100 al km
rocoso. Rugosidad Unidad
06+300 de la
Relleno JRC
carretera
Intemperización JCS
Chontabamba –
Presencia de agua Litros/minuto
Concevidayoc.
Rock Quality Designation Indice
Rock Mass Rating Clase
Diseño de los Diámetro del taladro Pulgadas
parámetros de Espaciamiento Metros
Variable
perforación para Longitud del taladro Metros
dependiente Y: La
taladros de pre-corte Inclinación Grados
minimización de la
Diámetro del explosivo Pulgadas
sobrerotura hacia
Tipo de explosivo Unidad
atras en la Diseño y
Densidad del explosivo Gramos/centimetro^3
conformación del experimentación de los
Velocidad de detonación Kilometros/segundo
talud en el macizo parámetros de voladura
Presión de detonación Megapascales
rocoso, ubicado controlada de pre-corte
Longitud de carga Metros
entre las progresivas
Factor de carga Kilogramos/metro^2
del km 05+100 al
Nivel de daños Unidad
km 06+300 de la
Juntas y bloques Unidad
carretera
Análisis de la voladura Ángulo de talud/condiciones Grados
Chontabamba –
controlada de pre-corte Condiciones de excavación Unidad
Concevidayoc.
Sobrerotura hacia atrás Unidad
Comparación fotográfica Unidad
Fuente: El autor.
104
3.5. Técnicas e instrumentación de recolección de datos
Para la recolección de datos se utilizó la técnica de observación aplicativa, pero
con mayor orientación a ser analítico, ya que consiste en juntar información
necesaria para realizar el diseño de la voladura de precorte. En la recolección de
datos para la evaluación geomecánica la principal fuente de información es el
mapeo, caracterización, clasificación y zonificación del macizo rocoso realizado
in situ (ver Anexo C), además se cuenta con el informe técnico de “Evaluación
geotécnica y cálculo de la clasificación del macizo rocoso”, brindado por la
consultora Sibing Construcciones en el año 2015. En la recolección de datos para
el diseño y evaluación de la voladura controlada de pre-corte las principales
fuentes fueron Enaex, (2002) y Geoblast, (2008), ya que en base a estas fuentes
se realizaron los cálculos con fórmulas, simulación con software (ver Anexo F),
mediciones in-situ, observación directa en campo, seguimiento y control de los
trabajos, y comparaciones fotográficas.
3.5.1. Recursos necesarios
3.5.1.1. Equipos e instrumentos de campo
Los Equipos y/o instrumentos de campo utilizados son:
• GPS.
• Estación total.
• Brújula (Brunton F-5006LM).
• Martillo Schmidt (Esclerómetro).
• Guía de seguridad.
• Fulminante común n° 8.
• Dinamita (Gelatina 75).
• ANFO (Superfam DOS).
105
• Cordón detonante (Pentacord 3P).
• Retardos de superficie (Fanel ms conector).
• Mangas de plástico especiales de 1.5 pulgadas.
• Balanza electrónica.
3.5.1.2. Equipos e instrumentos de gabinete
Los Equipos y/o instrumentos de gabinete utilizados son:
• Laptop Hp
• Impresora, Ploter.
• Papel bond A4, A0.
3.5.1.3. Software e información
La información y softwares utilizados en la presente investigación son:
• Información catastral
• Planos catastrales regionales.
• Textos publicados por autores ya detallados en la bibliografía e Internet.
• Software de simulación de voladura - JK 2DBench.
• Software de proyección estereográfica - Dips v6.0
• Software AutoCAD Civil 3D 2016.
• Office 2016
3.6. Técnicas para el procesamiento de información
Las técnicas utilizadas para el procesamiento de la información son: la
codificación (mediciones obtenidas para analizar y evaluar las variables independientes
y dependientes), tabulación (definición de tablas y graficas) y cuadros de consistencia
para que posteriormente, en función a estos se realice el análisis respectivo con el apoyo
de un programa y/o software específico como:
106
3.6.1. Bases de datos
Las bases se manejan por separado, es decir que pertenezcan a un mismo contexto
y son almacenados sistemáticamente para su posterior uso. Las bases de datos son
alimentadas diariamente con los cuadros de reportes de la recolección de datos.
3.6.2. Hojas de cálculo de Excel
Las hojas de cálculo permiten manipular datos numéricos y alfanuméricos
dispuestos en forma de tablas compuestas por celdas, las cuales se organizar en una matriz
bidimensional de filas y columnas. Utilizaremos esta herramienta para el cálculo del
RMR, cálculos matemáticos, diseño de voladura de pre-corte, etc.
3.6.3. Software de proyección estereográficas (Dips 6.0)
Este software nos permite el análisis y visualización de la información estructural
(datos geológicos de orientación) y el gráfico del agrietamiento en un plano
bidimensional por proyección estereográfica. Utilizaremos esta herramienta para
determinar los diagramas estereográficos, dispersión de polos contornos y círculos
máximos y los diagramas de roseta.
3.6.4. Software de simulación de voladura (JK 2DBench).
El presente software JK 2DBench nos ayuda en la simulación del diseño y análisis
básico de Voladura en superficie. Nos permite diseñar los taladros de perforación, las
cargas explosivas, los retrasos y las conexiones de fondo de taladro y de superficie, y
luego ejecutar la simulación de detonación. Además, brinda reportes de análisis básico
de volumen, tonelaje, factor de carga, los costos y el total de componentes que pueden
calcularse para el diseño. Cabe mencionar que se tiene algunas limitantes.
107
CAPÍTULO IV
RESULTADOS Y DISCUSIÓN
4.1. Evaluación geomecánica del macizo rocoso
4.1.1. Caracterización del macizo rocoso
4.1.1.1. Registro de mapeos geomecánicos
Para la caracterización del macizo rocoso del área de estudio, se registraron datos
a partir de mapeos geomecánicos de campo, en los afloramientos del macizo rocoso.
Dicho mapeo se llevó a cabo utilizando el "método directo por línea de detalle”, mediante
el cual se realizaron 47 estaciones de mapeos geomecánicos para cubrir el área de estudio.
Los parámetros de observación y medición son los mencionados en el Acápite
2.2.1.1 de esta tesis. Estos parámetros son los sugeridos por las normas de la ISRM
(Brown, 1981). En el Anexo C, se presentan los valores y el formato de llenado del mapeo
para los afloramientos rocosos, esta es la data principal tomada en el campo para
caracterizar el macizo rocoso del área de estudio.
Tabla 4.1. Resumen de datos de mapeo geomecánico obtenidos en campo.

Identificación en campo Rango Promedio
Índice de rebote del martillo Schmidt (IR) 45 - 53 49.00
Frecuencia lineal de discontinuidades (l ) 10 - 16 13.00
Espaciado entre discontinuidades (mm) 260 - 640 450.00
Persistencia de las discontinuidades (m) 0.2 - 10 5.10
Apertura de las discontinuidades (mm) 2 - 10 6.00
Rugosidad de las discontinuidades Ligera Ligera
Relleno de las discontinuidades (mm) Sin relleno Sin relleno
Meteorización de las discontinuidades Moderada Moderada
Presencia de agua subterranea Húmedo Húmedo
Fuente: El autor.
108
4.1.1.2. Aspectos litológicos
En el Capítulo III se ha presentado en forma detallada la geología del área donde
está ubicado el macizo rocoso de la carretera Chontabamba – Concevidayoc, progresivas
del km 05+100 al km 06+300, incluyendo los aspectos litológicos. De esta información,
de los mapeos geomecánicos y de las observaciones de campo, se resume que en la zona
de estudio se presenta predominantemente la pizarra que es una roca metamórfica de
origen sedimentario.
Además, INGEMMET (1997), en la Carta Geológica Nacional indica que grupo
San José aflora ampliamente en el cuadrángulo de Chuanquiri, entre las localidades de
Kiteni y Kumpirushiato al noreste, Chuanquiri y Tiburiari al suroeste; hacia el oeste
aflora desde las cabeceras del rio Mantalo y al sur hasta Santa Ana. Donde la composición
litológica de este grupo, está dado predominantemente por pizarras, además de presencia
de esquistos grises a negros con pirita diseminada y cristalizada, pizarras cuarzosas y
lutitas bandeadas. Las lutitas bandeadas se caracterizan por su aspecto de microflysch,
formado de niveles delgados de cuarcitas grises y lutitas gris blanquecinas. El origen de
los sedimentos del grupo San José es marino poco profundo.
Tabla 4.2. Litología de la zona de estudio.

Sector Clase de roca Metamorfismo Tipo de roca
Concevidayoc Metamórfica Regional Pizarra
Fuente: El autor.
4.1.1.3. Propiedades de la roca intacta
Las propiedades físicas y mecánicas de la roca intacta, están en su totalidad
estandarizadas por las normas emitidas por la American Society of Testing Materials
(ASTM) y por la International Society for Rock Mechanics (ISRM). (Osinergmin, 2017).
109
a. Ensayo de propiedades físicas
El principal objetivo de este ensayo físico fue determinar el peso específico (en
general se considera el mismo valor para la densidad) de la roca intacta involucrada en el
presente estudio, dicho ensayo se realizó en el laboratorio de la Consultora Sibing
Construcciones, para ello se empleó los procedimientos establecidos por la ASTM e
ISRM. En la Tabla 4.3 se presenta el resultado del ensayo de laboratorio.
Tabla 4.3. Resultado del ensayo de peso específico de la roca.

Tipo de roca Ensayo Promedio Mínimo Máximo
Pizarra Peso específico (TM/m3) 2.65 2.62 2.68
Fuente: Sibing Construcciones, (2015).
b. Ensayo de propiedades mecánicas
Uno de los parámetros más importantes del comportamiento mecánico del macizo
rocoso es la resistencia a la compresión simple (UCS) de la roca intacta. Los valores de
σc fueron obtenidos in-situ con el martillo Schmidt tipo L, mediante una correlación entre
el número de rebote (ver Tabla 4.4), la dirección de aplicación de la carga y el peso
específico de la muestra; durante los trabajos de mapeo geomecánico en las exposiciones
rocosas superficiales, siguiendo las normas establecidas por la ISRM. (Miller, 1965).
Tabla 4.4. Resultado del índice de rebote del martillo Schmidt.

Tipo de roca Ensayo Promedio Mínimo Máximo
Pizarra Índice de rebote 49.00 46.00 52.00
c. Resistencia de las discontinuidades
Desde el punto de vista de la estabilidad estructuralmente controlada, es
importante conocer las características de resistencia al corte de las discontinuidades
estructurales, puesto que estas constituyen superficies de debilidad de la masa rocosa y
por tanto pueden conformar planos potenciales de falla.
110
La resistencia al corte de las discontinuidades está regida por los parámetros de
fricción y cohesión del criterio de falla Mohr-Coulomb. Estos parámetros de corte fueron
determinados mediante ensayos de corte directo sobre las discontinuidades, efectuados
como parte de esta tesis en laboratorio de mecánica de rocas de Sibing Construcciones,
además cabe indicar que dichos resultados son valores promedios.
Tabla 4.5. Resultado al corte directo en discontinuidades.

Tipo de roca Cohesión (MPa) Ángulo de fricción (°)
Pizarra 6.78 29
4.1.1.4. Distribución de las discontinuidades
Para establecer las características de la distribución de discontinuidades tanto
mayores como menores a partir de la data recolectada de los mapeos geomecánicos en
los afloramientos rocosos superficiales, se ha establecido el arreglo estructural del macizo
rocoso, para ello, se realizó el procesamiento de los datos orientacionales mediante
técnicas de proyección estereográfica, utilizando el software DIPS Versión 6.0 de
Rocscience Inc. Los resultados del procesamiento de datos con el software DIPS Versión
6.0, se presentan en la Tabla 4.6.
Tabla 4.6. Resultados de los sistemas de discontinuidades estructurales.

Sistema 1 Sistema 2 Sistema 3 Talud
305°/71° 189°/49° 030°/20° 260°/57°
S35°W/71°NW N81°W/49°SW N60°W/20°NE N°10W/57°SW
Así mismo dichos resultados del procesamiento de datos con el software DIPS
Versión 6.0, se presentan en las Figuras 4.1 a 4.3.
111
Figura 4.1. Diagrama estereográfico de dispersión de polos.
Fuente: El autor.
Figura 4.2. Diagrama estereográfico de contornos y círculos máximos.

Fuente: El autor.
112
Figura 4.3. Diagrama de roseta.
Fuente: El autor.
De las figuras mostradas podemos apreciar que están marcadamente definidos,
dos sistemas típicos de discontinuidades estructurales, además del eje del talud de la
carretera, como se detalla a continuación: (ver Anexo D).
• El Sistema 1, Tiene una dirección de buzamiento promedio de 305° y un
buzamiento promedio de 71°, lo mismo expresado en rumbo y buzamiento
es: S35°W y 71ºNW, involucrando principalmente a diaclasas y fallas en
menor grado.
es: N81ºW y 49ºSW, conformado en su mayoría por diaclasas.
es: N60ºW y 20ºNE, conformado en su mayoría por diaclasas.
113
• El Talud, Tiene una dirección de buzamiento promedio de 260° y
es: N10ºW y 57ºSW, el mismo que está conformado por el eje de
excavación del talud.
4.1.2. Clasificación del macizo rocoso
Para clasificar el macizo rocoso se utilizaron los criterios de clasificación
geomecánica del RMR de Bieniawski (1989) – Tabla 4.7, índice Q de Barton, et al.,
(1974) – Tabla 4.8 y el GSI de Hoek y Marinos (2000) – Tabla 4.9.
El cálculo de los parámetros de RCS y RQD no se calcularon directamente en
campo, a comparación de los demás parámetros de clasificación, entonces el cálculo de
dichos parámetros es como sigue:
a. Resistencia a la compresión uniaxial (RCS, UCS, σci)
Para el cálculo de la resistencia a la compresión simple a partir del índice de rebote
del martillo Schmidt tipo L (ver Anexo F), se utilizó la ecuación propuesta por Barton, et
al., (1974):
Log (σci) = (0.0008 ∗ ρ ∗ IR) + 1.01
Donde:
• σci = Resistencia a la compresión simple (MPa).
• ρ = Peso específico de la roca = 2.65 T/m3 = 25.99 KN/m3.
• IR = Índice de rebote del martillo Schmidt = 49.
Reemplazando en la ecuación:
σci = 10((0.0008∗ρ∗IR)+1.01))
σci = 10((0.0008∗25.99∗49)+1.01))
σci = 102.13
σci = 135 MPa
114
b. Rock Quality Designation
El cálculo del RQD se obtuvo utilizando la relación propuesta por Priest y Hudson
(1976), teniendo como parámetro de entrada principal las líneas de medida o “scan lines”,
así mismo en el presente trabajo de investigación se calculó que el número de fracturas
promedio por metro lineal “λ” es igual a 13; además dicho cálculo es como sigue con la
fórmula:
RQD = 100 ∗ e−0.1λ ∗ (0.1𝜆 + 1)
Donde:
• λ = Numero de discontinuidades por metro lineal = 13.
RQD = 100 ∗ e−0.1(13) ∗ ((0.1 ∗ 13) + 1)
RQD = 100 ∗ 0.2725 ∗ 2.3
RQD = 63 %
Tabla 4.7. Clasificación RMR del macizo rocoso.

Rock Mass Rating (RMR)
Parámetro Descripción (datos) Valoración
RMR-1 (UCS) 135 MPa (valorado con el gráfico continuo) 10
RMR-2 (RQD) 63% (valorado con el gráfico continuo) 13
RMR-3 (Espaciado juntas) 450 mm. en promedio (gráfico continuo) 11
Persistencia 5.10 m. en promedio 2
RMR-4 Apertura 6 mm. en promedio 0
(estado de Rugosidad Ligeramente rugosa 3
juntas) Relleno Sin relleno 6
Alteración Moderada 3
RMR-5 (agua) Húmedo 10
RMR básico 58
RMR-6 (corrección) Orientación favorable -5
RMR89 53
RMR básico seco 63
Fuente: Jordá, (2016).
115
Según la Tabla 4.7 obtenemos un valor RMR de 53 que está dentro del rango de
clasificación de 51 – 60, por lo que el tipo de macizo rocoso es Regular-A y la clase de
macizo rocoso es III-A.
Tabla 4.8. Clasificación índice Q del macizo rocoso.

Índice Q
Valoración
Parámetro Descripción (dato)
(puntuación)
RQD (%) 135 Mpa 135
Jn (Índice de diaclasado) 3 familias de discontinuidades 9
Jr (Índice de rugosidad) Planas y rugosas 1.5
Ja (Índice de alteración) Ligeramente alterados cona lgo de oxido 2
Jw (Coeficiente agua) No hay flujo de agua, algo húmedo 1
SRF (Efectos tensionales) Tensiones medias, condiciones favorables 1
Índice Q 11.25
Realizamos el cálculo de Q a partir de la siguiente formula:
RQD Jr Jw
Q= ∗ ∗
Jn Ja SRF
Donde:
• RQD = Índice de calidad de la roca = 135.
• Jn = Parámetro basado en el número de familias de discontinuidades = 9.
• Jr = Parámetro basado en la rugosidad de las discontinuidades = 1.5.
• Ja = Parámetro basado en la alteración de las discontinuidades = 2.
• Jw = Parámetro basado en la presencia de agua = 1.
• SRF = Factor de reducción de esfuerzos = 1.
135 1.5 1
Q= ∗ ∗
9 2 1
Q = 11.25
116
Según la Tabla 4.8 obtenemos un valor Q de 11.25, además se corrobora el
resultado RMR con la siguiente correlación entre el índice Q y el RMR básico seco.
RMRb seco = 15 ∗ log Q + 50
RMRb seco = 15 ∗ (log 11.25) + 50
RMRb seco = 65 ≅ 63 (resultado similar al calculado)
Tabla 4.9. Clasificación GSI del macizo rocoso.

GSI (Geological Strengh Index)
Macizos rocosos con 3 sets de estructuras,
Estimación visual valor
las mismas que estan moderadamente 57
GSI (tablas)
intempreizadas y algo alteradas.
GSI = RMRb seco - 5 63 - 5 58
Según la Tabla 4.9 obtenemos un valor GSI de 58 de acuerdo a la correlación con
el RMR, y según la estimación visual corresponde un valor GSI de 57 (ver Anexo G).
Para una mejor interpretación de la Tabla 4.7, se muestra en la Figura 4.4.
Figura 4.4. Valoración RMR y número de mapeos geomecánicos.

Fuente: El autor.
4.1.3. Zonificación geomecánica de masa rocosa
Como se mencionó en el Acápite 2.2.1.4 de esta tesis, el análisis de los resultados
de la aplicación de los métodos de cálculo de la mecánica de rocas y los criterios de
117
diseño son válidos solo dentro de masas rocosas que presentan propiedades físicas y
mecánicas similares, por lo que es importante delimitar las áreas de características
similares, tomando en cuenta los aspectos litológicos, el arreglo estructural de la masa
rocosa, las características de las discontinuidades y la calidad de la masa rocosa.
Para este caso, según los resultados del análisis de distribución de
discontinuidades (Acápite 4.1.3), y los resultados de la clasificación de la masa rocosa
(Acápite 4.2), se establece que los dominios estructurales están asociados al tipo de roca
presente en toda el área de estudio.
Como el principal tipo de roca es la pizarra compacta, entonces hay una sola zona
geomecánica o dominio estructural como se observa claramente en la Figura 4.5. Este es
el criterio de la zonificación geomecánica adoptado para el presente caso de estudio.
Con las consideraciones dadas, se ha hecho una zonificación tridimensional del
área de estudio, y el resumen es como se muestra en la Tabla 4.10.
Tabla 4.10. Resultado de la zonificación geomecánica del macizo rocoso.

Sector Tipo de roca Promedio RMR Calidad RMR
Concevidayoc Pizarra 53 III - A
Figura 4.5. Zonificación según RMR y calidad del macizo rocoso

Fuente: El autor.
118
Resultado y discusión
Según el primer objetivo específico: evaluar geomecánicamente el macizo rocoso
de la carretera Chontabamba – Concevidayoc, ubicado entre las progresivas del km
05+100 al km 06+300, para definir sus condiciones físico – mecánicas y estructurales; el
resultado obtenido en la Tabla 4.10 donde se observa que la litología predominante es la
pizarra, con un valor RMR promedio de 53 y un dominio estructural III-A, por lo que se
evidencia un solo dominio geomecánico para la zonificación en el área de estudio.
Al comparar éstos resultados con lo encontrado por Nina (2017), en su tesis:
Evaluación geomecánica y estabilidad de labores en el proyecto San Gabriel Cia. de
minas Buenaventura, quien concluyo que la evaluación de las características
geomecánicas del sitio, a través de la realización de ensayos de laboratorio y mapeo de
campo de 40 estaciones geomecánicas, obtuvo las características típicas del macizo
rocoso presente en el Proyecto San Gabriel y, además, la clasificación geomecánica le
presento un tipo de roca regular a buena calidad, por lo indica que dichos resultados son
adecuados para zonificar el área de estudio. Con estos resultados se afirma que la
evaluación geomecánica conduce a la zonificación adecuada de un macizo rocoso
determinado, con lo cual se corrobora el resultado obtenido para el primer objetivo del
presente trabajo de investigación.
Además, Llanco (2012). en su tesis Evaluación de la voladura basada en las
clasificaciones geomecánicas en la CIA. Consorcio Minero Horizontes-U/P Culebrillas,
señala que la aplicación de las clasificaciones geomecánicas en la voladura ha reducido
el factor de potencia, consumo específico y numero de taladros. Así como también que
las clasificaciones geomecánicas (RMR, GSI y RQD) se involucran en el diseño de
voladura. Esto último coincide con el resultado obtenido respecto al primer objetivo del
presente trabajo de investigación, acorde a las correlaciones de geomecánicas.
119
Así mismo, el presente estudio concuerda con Córdova (2008), que en su tesis de
maestría Geomecánica en el minado subterráneo caso mina Condestable, en la que
concluyo que las zonificaciones geomecánicas están asociadas al tipo de roca. Al igual
que se afirma en el presente trabajo de investigación, además, de que las características
de calidad de estos dominios, corresponden a las características de calidad del tipo de
rocas que lo conforman, con los valores de RMR.
4.2. Diseño de la voladura controlada de pre-corte
El proyecto consistió en la ejecución de trabajos de perforación y voladura de para
la conformación de talud y plataforma en el macizo rocoso de la carretera Chontabamba
– Concevidayoc, entre las progresivas del km 05+100 al km 06+300, en el plan de
ejecución del proyecto está el uso de explosivos y accesorios para la voladura de rocas,
dichos trabajos se ejecutarán dentro de los estándares de calidad, seguridad y medio
ambiente.
La voladura realizada por el método de pre-corte es de gran importancia, debido
a que estos trabajos toman un papel importante para la ejecución del proyecto, además de
garantizar que se minimice la sobre-excavación hacia atrás y no afecte a la conformación
del talud final, mejorar la estabilidad del mismo y obtener una pared de talud estética.
➢ Volumen total de excavación en roca
El volumen total de roca a excavar es de 31,916.43 m3 . Sabiendo que el Peso
Específico del material (roca pizarra) es de 2.65 TM/m3 , entonces la masa rocosa a
excavar es un total de 84,578.54 TM de material.
➢ Ciclo de trabajo
El ciclo de trabajo en la excavación del macizo rocoso de la carretera
Chontabamba – Concevidayoc, entre las progresivas del km 05+100 al km 06+300 es:
limpieza y desbroce del material orgánico, trazo y replanteo de la zona de perforación,
120
perforación con equipo Hidráulico (Rock drill y martillo neumático manual), carguío de
taladros con explosivos y voladura, y finalmente transporte del material de voladura.
• Limpieza y desbroce del material orgánico
Este trabajo consiste en el roce y limpieza del terreno natural (top soil) en el área
que ocupa la obra del proyecto vial y la zona laterales reservadas para la vía, que se
encuentren cubiertas de rastrojo, maleza, bosque, pastos, etc., incluyendo la remoción de
tocones, raíces y escombros, de modo que el terreno quede limpio y libre de toda
vegetación de manera que se tenga una superficie dura en roca para la perforación.
Además, dicho trabajo se realiza con equipo de movimiento de tierras (Tractor,
Excavadora, etc.).
• Trazo y replanteo de la zona de perforación
La cuadrilla de topografía define y marca los límites de diseño del proyecto según
el expediente técnico (alturas de corte, rayado de talud, ejes, etc.), del área donde se va a
realizar los trabajos de perforación.
• Perforación en banco o plataforma con equipo mecanizado
Se diseña los trazos de perforación y voladura en gabinete, y posteriormente se
ubica los puntos de perforación en campo, la finalidad es aperturar taladros verticales
(producción) e inclinados (pre-corte) con diámetro 3.0 pulg. para ambos, la altura del
talud es variable (desde los 2 m hasta los 12 m), teniendo un promedio de talud igual a
7.0 m, la profundidad de perforación de taladro es de 5.0 m, por ende, la conformación
del talud final se realiza desde una sola etapa hasta en tres etapas.
Las labores de perforación se realizaron con el equipo, SmartROC modelo T35
de Atlas Copco, con un rango de perforación de 64-115 mm, en pulgadas 2.5”- 4.5”. Los
métodos de perforación para este tipo de cortes consisten en marcar los límites del talud,
a partir del cual se traza la malla de perforación en el terreno. Por el tema de granulometría
121
y de acuerdo a las características del macizo rocoso de la carretera Chontabamba –
Concevidayoc, ubicado entre las progresivas del km 05+100 al km 06+300, es que se
aplica una malla de perforación triangular de 2.0 m x 3.0 m = 6.0 m^2/tal. (ver Anexo F).
• Carguío con explosivos y voladura
Se ha considerado en Dinamita encartuchada (Gelatina 75) para la carga de fondo
y ANFO como carga de columna. Para minimizar las vibraciones y la proyección de rocas
se utiliza retardos de superficie con tiempos en milisegundos y para dar inicio a la tanda
de voladura se utiliza fulminante Nº 8 y guía de seguridad. Asimismo, se ataca cada
taladro con material preparado de manera que la carga esté bien confinada en el taladro
y se pueda aprovechar bien la energía del explosivo dentro del taladro.
4.2.1. Presión de detonación para taladros de pre-corte
Como se indica en el Acápite 2.2.2.3.-a., para determinar el diámetro ideal del
explosivo, primero se debe realizar el cálculo de la presión de detonación en las paredes
del taladro con carga explosiva acoplada y desacoplada y seguidamente realizar una
comparación del resultado de presión de detonación versus la resistencia a la compresión
del macizo rocoso y determinar la relación que existe, y es como sigue:
• Para el cálculo de presión de detonación con carga explosiva acoplada de
ANFO de 3 pulgadas de diámetro se utilizó la siguiente formula:
Pbi = 110 ∗ δ exp∗ VOD2
Donde:
• Pbi = Presión en las paredes del taladro (MPa).
• δexp = Densidad del explosivo (g/cm3) = 0.81.
• VOD2 = Velocidad de detonación del explosivo (km/s) = 3.0.
Pbi = 110 ∗ 0.81 ∗ 32
122
Pbi = 801.90 MPa
• Para el cálculo de presión de detonación con carga explosiva desacoplada
de ANFO de 2.5, 2.0, 1.5 y 1.0 pulgadas de diámetro se utilizó la siguiente
formula:
Pb = 110 ∗ f n ∗ δ exp∗ VOD2
Donde “f” es la razón de desacoplamiento, definida como la relación entre el
volumen del explosivo y el volumen del taladro.
El exponente “n” se estima igual a 1.25 para taladros secos y 0.9 para taladros con
agua.
De2 ∗ l
f=
Dh2 ∗ H
Donde:
• De = Diámetro del explosivo (in) = 2.5, 2.0, 1.5, 1.0.
• Dh = Diámetro del taladro (in) = 3.0.
• H = Longitud del taladro (m) = 5.0.
• l = Longitud de columna explosiva (m) = 4.0.
Reemplazando en la ecuación para carga explosiva acoplada de 2.5 pulgadas:
2.52 ∗ 4
f= f = 0.56
32 ∗ 5
Entonces se tiene:
Pb = 110 ∗ 0.561.1 ∗ 0.81 ∗ 32
Pb = 420.07 MPa
2.02 ∗ 4
f= 2 f = 0.36
3 ∗5
Entonces se tiene:
123
Pb = 110 ∗ 0.361.1 ∗ 0.81 ∗ 32
Pb = 257.11 MPa
1.52 ∗ 4
f= 2 f = 0.20
3 ∗5
Entonces se tiene:
Pb = 110 ∗ 0.201.1 ∗ 0.81 ∗ 32
Pb = 136.54 MPa
1.02 ∗ 4
f= f = 0.09
32 ∗ 5
Entonces se tiene:
Pb = 110 ∗ 0.091.1 ∗ 0.81 ∗ 32
Pb = 55.96 MPa
De acuerdo a los resultados obtenidos de la presión de detonación (MPa) en los
taladros de pre-corte respecto al diámetro de la carga explosiva (ANFO), con la
resistencia a la compresión simple (MPa) de la roca, se muestra en la Tabla 4.11 y para
una mejor interpretación de los resultados, se muestra la Figura 4.6. (ver Anexo J).
Tabla 4.11. Resultados por el tipo de carga y presión de detonación.

Diámetro de Presión de UCS de la
Tipo de carga carga explosiva detonación masa rocosa Resultado
de ANFO (in) (MPa) (MPa)
Acoplada 3.00 801.90 135.00 No aceptable
Desacoplada 2.50 420.07 135.00 No aceptable
Desacoplada 1.50 136.54 135.00 Aceptable
124
Figura 4.6. Presión de detonación y UCS de la roca.
Fuente: El autor.
4.2.2. Factor de carga para taladros de pre-corte
De acuerdo a GeoBlast (2008), el termino correcto de factor de carga para un pre-
corte es kg/m2, puesto que su objetivo es generar un plano de fractura. De acuerdo con
las ecuaciones mencionadas anteriormente, fue posible obtener una relación que define
el factor de carga en función de las características geomecánicas de la roca y el diámetro
de perforación con la formula (Acápite 2.2.2.3.-b.) siguiente:

1 1 1
π Dh Rn ∗ δexp(1−n) ∗ UCS n
γ= ∗ ∗[ 1 2 ]
4 (12R + 1)
110n ∗ VODn
Donde:
• γ = Factor de carga (kg/m2).
• n = Índice de acoplamiento.
• R = Relación Pb/UCS.
• UCS = Resistencia a la compresión no confinada (MPa) = 135.
• Pb = Presión en las paredes del taladro (MPa) = 136.54.
• δexp = Densidad del explosivo (gr/cm3) = 0.81.
125
• VOD = Velocidad de detonación (km/s) = 3.0.
• Dh = Diámetro de perforación (mm) = 76.2.
1 1 1
3.1416 76.2 1.01141.1 ∗ 0.81(1−1.1) ∗ 1351.1
γ= ∗ ∗[ 1 2 ]
4 ((12 ∗ 1.0114) + 1)
1101.1 ∗ 31.1
76.2 1.01 ∗ 0.981 ∗ 86.43

γ = 0.7854 ∗ ∗[ ]
13.1367 71.748 ∗ 7.37
85.668
γ = 0.7854 ∗ 5.81 ∗ [ ]
528.816
γ = 0.7854 ∗ 5.81 ∗ 0.162
γ = 0.74 kg/m2
De acuerdo a los resultados obtenidos se muestra la Tabla 4.12 y para una mejor
interpretación se muestra la Figura 4.7. Así mismo, cabe indicar que el factor de carga es
directamente proporcional al diámetro de perforación.
Tabla 4.12. Resultado de cantidad de carga de explosivo.

Diámetro de carga explosiva Factor de carga
Fórmula utilizada
de ANFO (in) (kg/m2)
3.00 1.48
2.50 1.23
GeoBlast 2.00 0.98
1.50 0.74
1.00 0.49
Fuente: El autor.
126
Figura 4.7. Factor de carga y diámetro de la carga explosiva.
Fuente: El autor.
4.2.3. Espaciamiento de taladros de pre-corte
El espaciamiento entre taladros de pre-corte se diseña principalmente para que
exista una interacción entre taladros, dado que la cantidad de carga se redujo
considerablemente con el objeto de generar bajas presiones en las paredes del mismo. La
regla para definir el espaciamiento es según Enaex (2002) con la siguiente formula:
(Acápite 2.2.2.3.-c)
Dh ∗ (Pb + T)
S=
T
Donde:
• S = Espaciamiento (mm).
• T = Resistencia a la tracción de la roca UCS/valoración σc (MPa) = 11.25.
• Pb = Presión en las paredes del taladro (MPa) = 136.54.
• Dh = Diámetro de perforación (mm) = 76.2.
76.2 ∗ (136.54 + 11.25)

S=
11.25
127
76.2 ∗ 147.79
S=
11.25
S = 1001 mm
S = 1.00 m
De acuerdo a los resultados obtenidos se muestra la Tabla 4.13, donde el
espaciamiento entre los taladros de pre-corte es de 1.0 m. (ver Anexo H).
Tabla 4.13. Resultado del espaciamiento según diámetro del explosivo.

Diámetro de carga explosiva
Fórmula utilizada Espaciamiento (m)
de ANFO (in)
3.00 2.00
2.50 1.67
GeoBlast 2.00 1.33
1.50 1.00
1.00 0.67
Fuente: El autor.
Debe tenerse en cuenta que el espaciamiento no considera las características
estructurales del macizo rocoso. Así mismo, para tener una mejor interpretación del
resultado del espaciamiento de acuerdo a la tabla anterior se muestra la Figura 4.8.
Figura 4.8. Distancia entre taladros y diámetro de la carga explosiva.

Fuente: El autor.
128
Con la información de los resultados se procedió a diseñar el taladro de pre-corte,
tomando en cuenta las especificaciones del plano donde indica que el ángulo de reposo
del talud tiene que ser de 65° respecto a la horizontal a una altura de corte variable (entre
2 a 12 m), mediante la relación 1:2.14. Así mismo, se sabe que el ángulo de perforación
para taladros de pre-corte es respecto a la vertical y se determinó mediante el uso del
software AutoCAD en función de las especificaciones técnicas, como se muestra en la
Figura 4.9.
Al mismo tiempo, con respecto a la distribución de la columna de carga se sabe
que la presión generada en un taladro desacoplado con ANFO es de 136.54 MPa, que es
del orden de la resistencia a la compresión de la pizarra (135 MPa), esto da a entender
que el ANFO es el explosivo adecuado para generar el plano de pre-corte, puesto que
también tiene una excelente producción y expansión de gases que ayudan en la
generación de dicho plano en el macizo rocoso, y para la iniciación se utilizó cordón
detonante 3P por su propiedad de velocidad de detonación (6800 m/s), que es superior a
la velocidad de detonación del ANFO (3000 m/s). Para dicha distribución se necesitó
recabar la siguiente información:
➢ Longitud de taladro (m) L = 5.0.
➢ Espaciamiento (m) S = 1.0.
➢ Longitud de carga (m) Lc = 4.0.
129
Parámetros de perforación
Diámetro del taladro (pulg) 3.00
Burden (m) 0.00
Espaciamiento (m) 1.00
Altura de corte (m) 4.53
Sobreperforación (m) 0.00
Longitud del taladro (m) 5.00
Volumen por taladro (m3) 0.00
Inclinación de perforación (°) 25.00
Parámetros de voladura
Longitud de carga (m) 4.00
Taco intermedio (m) 0.00
Carga intermedia (m) 0.00
Camara de aire (m) 0.00
Taco vacio (m) 1.00
Tipo de explosivo ANFO
Densidad del explosivo (g/cm3) 0.81
Factor de carga (kg/m2) 0.74
Figura 4.9. Diseño y distribución de la carga explosiva en taladros de pre-corte.
Fuente: El autor.
A partir del segundo objetivo específico: diseñar adecuadamente la voladura
controlada de pre-corte, para minimizar la sobrerotura hacia atrás en la conformación del
talud en el macizo rocoso de la carretera Chontabamba – Concevidayoc; el resultado
obtenido en la Tabla 4.11, considera que la presión de detonación en las paredes del
taladro (Pb) es igual a 136.54 MPa, resultado que es del orden del UCS de la roca pizarra
(135 MPa); así también el resultado obtenido en la Tabla 4.12, considera que el factor de
carga adecuado es de 0.74 kg/m2, con el que se logra generar el plano de fractura deseado;
Del mismo modo el resultado obtenido en la Tabla 4.13, considera que para una carga
explosiva desacoplada de 1.5 pulg. de diámetro en taladros de pre-corte, corresponde un
espaciamiento de 1.0 m. Estos cálculos se utilizaron para el diseño de la voladura de pre-
corte en base a la teoría de Enaex (2002) y Geoblast (2008).
130
Estos resultados guardan relación con lo que sostiene Ramos (2017), en su tesis
Diseño y evaluación de la voladura de pre-corte en el tajo Pomarani – Untuca –
Coripuno SAC.2016, quien señala que para una resistencia del macizo rocoso de 101 MPa
los taladros de pre-corte deben ser cargados con ANFO utilizando bolsas especiales de
plástico de 2.0 pulg de diámetro (carga desacoplada), además, que la distancia óptima es
de 1.0 m entre taladros de pre-corte y carga explosiva de 3.2 kg. Este autor expresa que
los espaciamientos mayores a 1.0 m. presentaron rocas colgadas en la pared del talud lo
que ocasiono trabajos complementarios. Ello es acorde con lo que se halla en este estudio.
De igual manera al comparar los resultados obtenidos con la memoria de Del
Solar (2014), titulado Estudio de control de talud en fase 4 de División Andina, donde
indica que el aspecto más importante de la línea de precorte es generar el plano de
discontinuidad en el macizo rocoso, aspecto que se comparte en el presente estudio, ya
que si no se genera el plano de fractura, no producirá el efecto de amortiguamiento de
ondas deseado y no se obtendrán los parámetros de diseño establecidos para la pared del
talud final; este aspecto es congruente con lo encontrado en la presente tesis.
Así mismo, comparando los resultados que se obtuvieron con el informe de
Southern Perú (2014), titulado Diseño de pre-corte en la mina Toquepala, donde hallaron
que el diseño de pre corte en el informe de la mina Toquepala se obtuvo una presión de
detonación de 123.06 MPa (considerando en taladros secos) para roca dacita, con un
espaciamiento de 2.1 m. y con diámetro de perforación de 5.0 pulg, obteniendo en el
resultado de la voladura un talud estable, para ello realizó la evaluación de la voladura
usando el método cuantitativo factor de cañas visibles. En este informe se expresa que
para un diseño adecuado de voladura de pre-corte se debe tener en cuenta los parámetros
de presión de detonación, el tipo de roca, el espaciamiento y el diámetro de perforación;
los mismos que son tomados en cuenta en el presente trabajo de investigación.
131
4.3. Evaluación del resultado de la voladura controlada de pre-corte
La evaluación del resultado obtenido de la voladura controlada de pre-corte se
realizó de forma cualitativa, mediante el método visual y/o fotográfico, el cual consistió
en observar el perfil del talud conformado sin voladura controlada y el perfil del talud
conformado con voladura controlada de pre-corte. López, (1994). Este método fue
trabajado con el sistema comparativo de niveles de daño producido por voladura en
taludes rocosos (Tabla 2.15) propuesto por Ashby (1980), con lo que se determinó la
existencia o no de sobre rotura y la magnitud de daños producidos en la pared del talud
del macizo rocoso remanente de la carretera Chontabamba – Concevidayoc, ubicado
entre las progresivas del km 05+100 al km 06+300.
4.3.1. Perfil del talud conformado sin voladura controlada
Figura 4.10. Fotografía de presencia de sobrerotura hacia atrás (back break).

Fuente: El autor, método visual y/o fotográfico.
132
Figura 4.11. Fotografía de presencia de bloques suspendidos en el talud.
4.3.2. Perfil del talud conformado con voladura controlada de pre-corte
Figura 4.12. Fotografía de la voladura de pre-corte con talud definido.

133
Figura 4.13. Fotografía de la pared del talud estable con voladura de pre-corte.
4.3.3. Comparación de niveles de daño en el talud por voladura
Tabla 4.14. Comparación de daños por voladura en taludes rocosos.

Condiciones observadas en el talud
Nivel de
Ángulo de talud y Cond. excavación
daños Juntas y bloques
condiciones en el frente
Pequeñas juntas rellenas >65° El frente es suave, Señales de
abiertas, bloques aislados se ven algunas secciones penetración de los
2 moderados
y juntas ligeramente de los taladros, pequeñas dientes, pero
desplazadas. grietas. excavación dificil.
Fuente: Ashby (1980).
A partir del tercer objetivo específico: evaluar el resultado de la voladura
controlada de pre-corte, para indicar si se logró minimizar la sobrerotura en la pared del
talud del macizo rocoso de la carretera Chontabamba – Concevidayoc; el resultado
obtenido en las Figuras 4.7 y 4.8 (método fotográfico) y la Tabla 4.14 (comparación de
daños por voladura), considera que el nivel de daños es moderado (nivel 2), puesto que
las juntas sin relleno son abiertas, la pared del talud presenta bloques aislados y juntas
134
ligeramente desplazadas, el ángulo del talud tiene un promedio de 65° y además, se
pueden observar algunas secciones de los taladros en la pared del talud final o también
llamados cañas visibles.
Estos resultados guardan relación con lo que sostiene Huallpachoque (2018), en
su tesis Diseño y evaluación de voladuras para obras civiles en el proyecto minero Las
Bambas, quien señala que el uso de la técnica de voladura de precorte sirvió para obtener
taludes con paredes uniformes en el contorno de la obra civil. Así mismo, el uso de
factores de carga mínimos entre 0.20 – 0.30 Kg/m3, resultaron adecuados para controlar
la voladura, pero se compromete la fragmentación de la roca, resultando de tamaño
regular ó excavable. Este autor expresa que la voladura de pre- corte sirvió como un filtro
para reducir la vibración tras el impacto de detonación de los taladros de producción. Ello
es acorde con lo que se halla en este estudio.
De igual manera al comparar los resultados obtenidos con la tesis de Ramos
(2017), titulado Diseño y evaluación de la voladura de pre-corte en el tajo Pomarani –
Untuca – Coripuno SAC.2016, donde indica que en la evaluación de la voladura pre-
corte, acorde al método visual, y la comparación de niveles de daño por voladura en
taludes rocosos, donde se indica que los resultados obtenidos son satisfactorios para el
diseño de voladura de pre-corte, puesto que se logró minimizar la sobre rotura y evitar
bloques suspendidos en la pared de talud final; este aspecto es congruente con lo
encontrado en la presente tesis como se muestran en las Figuras 4.7 y 4.8 (método
fotográfico) y la Tabla 4.14.
Así mismo, comparando estos resultados que se obtuvieron con la tesis de
Montesinos (2017), titulado Voladura controlada para talud final en la construcción de
la carretera Lima – Canta – La Viuda Unish, donde halló que por la aplicación del
método de la voladura controlada por pre – corte en el proceso constructivo de la carretera
135
a nivel del sub rasante se ha llegado a establecer resultados aceptables constructivo de
vías, evitando operaciones de corrección que lo por general demandan innecesariamente
costos adicionales que evita a su vez una demanda social; por los riesgos que
generalmente presentan las carreteras de la red vial nacional. En esta tesis se expresa que
la aplicación de la voladura controlada por pre-corte conllevan a resultados aceptables
técnicamente, lo mismo que se toma en cuenta en el presente trabajo de investigación.
136
V. CONCLUSIONES
En esta tesis evaluó geomecánicamente el macizo rocoso de la carretera
Chontabamba – Concevidayoc, ubicado entre las progresivas del km 05+100 al km
06+300, definiendo las características fisco – mecánicas y estructurales, donde se
determinó que la roca predominante es pizarra y según la clasificación RMR de
Bieniawski (1989) tiene un valor de 53, el tipo de macizo rocoso es Regular–A y el
dominio es de clase IIIA, así mismo presenta un UCS de 135 MPa en promedio que fue
determinado a través del índice de rebote del Martillo Schmidt, además se determinó que
hay 3 sistemas de discontinuidades estructurales con el software Dips 6.0; estos
resultados se determinaron siguiendo una metodología de campo, laboratorio y gabinete.
El diseño de la voladura controlada de pre-corte, se realizó en base a la evaluación
geomecánica del macizo rocoso, con lo que se minimizo en gran medida la sobrerotura
hacia atrás (back break) y el daño a la resistencia estructural del mismo en la
conformación de la pared del talud que está ubicado entre las progresivas del km 05+100
al km 06+300 de la carretera Chontabamba - Concevidayoc. Además, se determinó que
para un UCS de 135 MPa, un diámetro de perforación de 3.0 pulgadas (taladros de pre-
corte) y utilizando ANFO como explosivo; corresponde un diámetro de 1.5 pulgadas
(carga desacoplada), un espaciamiento de 1.0 m. y un factor de carga de 0.74 Kg/m2,
obteniendo una presión de detonación de 136.54 MPa, con lo que se precisa que la presión
de detonación debe ser del orden del UCS de la roca (135 MPa), ya que se consiguió
generar los planos de fracturas entre los taladros de pre-corte contiguos, que es el objetivo
del pre-corte.
La evaluación del resultado de la voladura controlada de pre-corte se realizó en
base al método fotográfico de López (1994) y la comparación de niveles de daño por
voladura en taludes rocosos fue según Ashby (1980), estos resultados evaluados son
137
satisfactorios puesto que consideran que el nivel de daños es moderado (nivel 2), así
mismo, las juntas sin relleno son abiertas, la pared del talud presenta bloques aislados y
las juntas están ligeramente desplazadas, además, se pueden observar algunas secciones
de los taladros en la pared del talud final o también llamados cañas visibles.
138
VI. RECOMENDACIONES
Se recomienda definir en forma asertiva donde, cuando y como utilizar el pre-
corte y la voladura de contorno asociada, para lo cual se debe realizar una evaluación
geomecánica adecuada del macizo rocoso antes de aplicar el método de voladura
controlada de pre-corte, debido a que existen varios tipos de terreno que no requieren el
uso de este método de voladura. Además, de verificar el estricto control de material
explosivo y su correcta dosificación para garantizar la estabilidad de los taludes y no
incurrir en sobre costos de perforación y voladura.
Aplicar diseños de voladura controlada de pre-corte según cada dominio
geomecánico, teniendo en consideración criterios técnico – económicos, así mismo al
momento de la voladura se debe detonar todos los taladros de pre-corte en forma
simultánea a lo largo del macizo rocoso, esto acorde a la teoría de crear fracturas o un
plano de discontinuidad entre los taladros de pre-corte, pero como medida preventiva en
relación a las vibraciones generadas, estos deben ser detonados en grupos de 30 taladros
(30 m.), por ello se recomienda para posteriores investigaciones usar un sismógrafo
durante la voladura, para controlar las vibraciones generadas por la misma, lo cual nos
ayudara a modificar algunos parámetros en el diseño de la voladura de pre-corte.
Finalmente, sería de gran interés la aplicación de los resultados de esta tesis de
investigación a la apertura de carreteras en macizos rocosos similares en cuanto a la
formación del mismo y a sus condiciones físico – mecánicas y estructurales. Del mismo
modo se puede realizar comparaciones con otras excavaciones en la apertura de carreteras
en macizos rocosos con diferentes características.
139
VII. BIBLIOGRAFIA
Alejano, L. et al. (2018). Caracterización geomecánica de los macizos rocosos
[Diapositivas]. Recuperado PDF.
https://www.researchgate.net/profile/Javier_Arzua/publication/322715716_Tem
a_6_Caracterizacion_geomecanica_de_los_macizos_rocosos/data/5a6ae7ffa6fdc
c2aedee3f50/Tema-6-CARACTERIZACION-DE-CAMPO.pdf
Ashby, J. P. (1980). Niveles de daño por voladura en taludes. New York: Wiley.
Barton, N. et al. (1974). Engineering classification of rock masses for the design of rock
support. Rock Mechanics.
Bieniawski, Z. T. (1989). Engineering rock mass classifications. Wiley. Nueva York.
Borja, M. (2012). Metodología de la investigación científica para ingenieros. Chiclayo.
Córdova, N. (2008). Geomecánica en el minado subterráneo caso mina Condestable
[Tesis de maestría, Universidad Nacional de Ingeniería]. Lima, Perú.
Córdova, R. D. (2013). Informe de evaluación geomecánica para el minado subterráneo
de Pomarani y Santa Rosa – Coripuno S.A.C. Lima – Perú. Noviembre.
Del Solar, T. (2014). Estudio de control de talud en fase 4 de División Andina [Memoria,
Universidad de Chile].
ENAEX, S.A. (2002). Manual de voladura a cielo abierto. Chile.
EXSA. (2001). Manual práctico de voladura. Edición especial. Perú.
EXSA. (2009). Manual práctico de voladura. 3ra Edición. Lima, Perú.
Floyd, L. J. (1998). Técnicas de voladura eficiente en operaciones superficiales. New
York. Dyno Nobel.
GEOBLAST. (2008). Voladura de pre-corte. Curso de voladura EXSA. Lima, Perú.
140
Hoek, E. & Brown, E. T. (1988). The Hoek-Brown failure criterion – a 1988 update, rock
engineering for underground excavations, págs. 31-38. Dept. Civil Engineering,
university of Toronto.
Huallpachoque, A. (2018). Diseño y evaluación de voladuras para obras civiles en el
proyecto minero Las Bambas [Tesis de pregrado, Universidad Nacional del
Altiplano]. Puno, Perú.
INGEMMET. (1997). Boletín N° 89 Serie A: Carta Geológica Nacional Geología de los
Cuadrángulos de Chuanquiri y Pacaypata, hojas 26-p y 27-p.
Jordá, L. et al. (2016). Manual de estaciones geomecánicas y descripción de macizos
rocosos en afloramientos. Madrid, España.
Kliche, C. (1999). Rock slope stability. Society for mining, metallurgy, and exploration.
Konya, C. (1998). Diseño de voladuras. Ediciones Cuicatl. Madrid, España.
Llanco, J. (2012). Evaluacion de la voladurabasada en las clasificaciones geomecánicas
en la Cia. Consorcio Minero Horizonte – U/P Culebrillas [Tesis de pregrado,
Universidad Nacional de Huancavelica]. Huancavelica, Perú.
López, J. (2003). Manual de perforación y voladura de rocas. Madrid, España.
López, C. (1994). Manual de perforación y voladura de rocas, Instituto Geológico y
Minero España. Edición 1994.
Marinos P. & Hoek E. (2004). The geological strength index: applications and
limitations. Bull Eng Geol Environ (2005) 64: 55–65 DOI 10.1007/s10064-004-
0270-5.
Miller, R. (1965). Engineering classifications and index properties of intact rock.
University of Illinois, Technical Report AFWL-TR.
141
Montesinos, E. (2017). Voladura controlada para el talud final en la construcción de la
carretera Lima – Canta – La Viuda Unish [Tesis de pregrado, Universidad
Nacional del Altiplano]. Puno, Perú.
Mucho, R. & Puente, A. (2005). Perforación y voladura II. Lima, Perú.
Nina, G. (2017). Evaluación geomecánica y estabilidad de labores en el proyecto San
Gabriel de la Cia. de minas [Tesis de pregrado, Universidad Nacional del
OSINERGMIN. (2017). Guía de criterios geomecánicos para diseño, construcción,
supervisión y cierre de labores subterráneas. Lima, Perú.
Ramírez, P. et al. (2004). Mecánica de Rocas: Fundamentos e Ingeniería de Taludes.
Madrid: Aprovechamiento Sostenible de los Recursos Minerales.
Ramos, O. (2017). Diseño y evaluación de la voladura de pre-corte en el tajo Pomarani
– Untuca – Coripuno SAC. 2016 [Tesis de pregrado, Universidad Nacional del
SIBING Construcciones. (2015). Evaluación geotécnica del macizo rocoso de la obra:
Creación del camino vecinal Chontabamba – Espiritupampa –
Concevidayoc. Cusco, Perú.
Southern Perú. (2014). Diseño de pre-corte en la mina Toquepala (informe). Tacna, Perú.
142
ANEXOS
143

TESIS Cahuana Coaquira Roger Emerson

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UNIVERSIDAD NACIONAL DEL ALTIPLANO DE PUNO

FACULTAD DE INGENIERÍA DE MINAS

“EVALUACIÓN GEOMECÁNICA PARA EL DISEÑO DE

PARA OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL DE:

La perseverancia y paciencia tienen

un efecto sorprendente, ante ellos las

dificultades desaparecen y los obstáculos se

desvanecen. Dedicado con amor y gratitud a

mis padres, Rogelio y Celia, a mis hermanos

Judith, Deyssi, Hassan y Vanessa, y a mi

hijo Aaron Kalid. Por el amor, la

comprensión, las enseñanzas y el apoyo

incondicional que me brindan

continuamente, y que son muy importantes

Roger Emerson Cahuana Coaquira

puesto en mi camino a aquellas personas que me han brindado los conocimientos

A mi alma mater la Universidad Nacional del Altiplano – Facultad de Ingeniería

docentes y personal administrativo, por haberme guiado con éxito en mi formación

desarrollo de esta tesis de investigación.

Mi agradecimiento a la Municipalidad Distrital de Vilcabamba, por darme la

oportunidad de desarrollar mi trabajo de investigación; especialmente al Ing. Félix Aldo

la ejecución de la presente tesis.

A todos les digo desde el fondo de mi corazón gracias, mil gracias.

1.2. Formulación del problema..................................................................................... 17

1.2.1. Pregunta general .................................................................................................. 17

1.2.2. Preguntas específicas .......................................................................................... 17

1.3. Hipótesis de la investigación ................................................................................. 17

1.3.1. Hipótesis general ................................................................................................. 17

1.3.2. Hipótesis específicas ........................................................................................... 18

1.4. Objetivos de la investigación ................................................................................ 18

1.4.1. Objetivo general .................................................................................................. 18

1.4.2. Objetivos específicos .......................................................................................... 18

1.5. Justificación de la investigación ............................................................................ 19

1.6. Limitaciones del estudio ........................................................................................ 20

1.7. Viabilidad del estudio ............................................................................................ 20

2.2. Marco Teórico ....................................................................................................... 24

2.2.1. La mecánica de rocas y la geomecánica ............................................................. 24

2.2.1.1. Mapeos geomecánicos ...................................................................................... 25

2.2.1.2. Caracterización del macizo rocoso ................................................................... 42

2.2.1.3. Clasificación geomecánica de la masa rocosa .................................................. 47

2.2.1.4. Zonificación geomecánica de la masa rocosa ................................................... 56

2.2.1.5. Propiedades físico mecánicas de la roca ........................................................... 57

2.2.1.6. Condiciones de presencia de agua subterránea ................................................. 62

2.2.1.7. Condiciones de esfuerzos in-situ ...................................................................... 63

2.2.2. Voladura controlada ............................................................................................ 64

2.2.2.1. Voladura de pre-corte ....................................................................................... 64

2.2.2.2. Voladura de re-corte ......................................................................................... 65

2.2.2.3. Voladura amortiguada ...................................................................................... 66

2.2.2.4. Perforación en línea .......................................................................................... 67

2.2.2.5. Diseño de voladura de pre-corte ....................................................................... 69

2.2.2.6. Características físico-químicas del explosivo para diseño de voladura............ 74

2.2.2.7. Evaluación del resultado de voladura de pre-corte ........................................... 79

2.3. Marco Conceptual ................................................................................................. 82

3.1.1. Ubicación y acceso.............................................................................................. 86

3.1.2. Geomorfología .................................................................................................... 88

3.1.2.2. Quebradas ......................................................................................................... 88

3.1.2.3. Terrazas ............................................................................................................ 89

3.1.3. Geología regional ................................................................................................ 89

3.1.3.1. Grupo San José (ordovícico inferior - medio) .................................................. 90