Informe Seba

DISEO DE ALMACENAMIENTO DE CRUDO EN CAVERNAS DE ROCA EN STURE, NORUEGA

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ndice IntegrantesSebastin Hernndez AlbayayVanesa Herrera AguilarFelipe Isla MoralesAlberto Lamas Rojo

AcadmicoDr. Ing. Alfonso Carvajal R

AsignaturaConstrucciones Mineras

La Serena, 22 de Diciembre 2012DISEO DE ALMACENAMIENTO DE CRUDO EN CAVERNAS DE ROCA EN STURE, NORUEGA UNIVERSIDAD DE LA SERENAFACULTAD DE INGENIERIADEPTO. DE INGENIERIA EN MINAS

Introduccin3I. Datos Preliminares41.1 Ubicacin geogrfica terminal Sture41.2 Productos de Terminal en Sture51.3 Lugares de procedencia del petrleo51.4 Condiciones Geolgicas y Topogrficas61.5 Criterio de seleccin de la ubicacin del terminal7II. Factibilidad de estudio82.1 Clasificacin del Macizo Rocoso82.1.1 Clasificacin Geomecnica de Bieniawski82.1.1.1 Aplicacin a "Sture Terminal".82.1.2 Mtodo de ndice de Resistencia, GSI122.1.2.1 Aplicacin del Mtodo132.1.3 Mtodo Clasificacin por Q de Barton152.1.3.1 Aplicacin del Mtodo.162.1.3.2 Soporte21III. Caracterizacin Detallada Etapas del Sitio243.1 Anlisis de Resistencia de la Roca predominante del Sector Mediante RocLab243.2 Anlisis Geomecnico con DIPS28IV. Anlisis de Estabilidad304.1. Software Phase 2D304.1.1 Definicin de los parmetros a considerar para el posterior anlisis de las excavaciones a realizarse.304.1.2 Anlisis de resultados sin fortificacin414.1.3 Anlisis del uso de Shotcrete en la excavacin434.2. Utilizacin Software Unwedge para anlisis de estabilidad de cuas44V. Diseo Final y Construccin515.1. Dimensionamiento de las cavernas515.1.1 Dimensionamiento de pilares525.1.2 Dimensionamiento de labores535.1.3 Piques535.2 Estrategia de Construccin545.4 Fases de explotacin565.3 Equipos615.3.1 Flota de perforacin615.3.2 Flota de carguo635.3.3 Flota transporte645.5 Perforacin y Tronadura655.5.1 Tiros Horizontales655.5.1.1 Anlisis de la distribucin de Energa para Tiros Horizontales675.5.2 Tiros Verticales685.5.2.1 Anlisis de la Distribucin de Energa para Tiros Verticales.715.5.3 Perforacin de Tunel de Acceso.725.6 Ventilacin79VI. Sistema de Monitoreo806.1 Monitoreo Infiltracin Artificial de Agua Subterrnea Durante la Construccin.806.2 Control del Sistema Artificial de Agua Subterrnea.826.3 Registro del Nivel de las Aguas Subterrneas82

Introduccin La terminal de Sture fue creada con la finalidad de establecer la mejor alternativa de almacenamiento para el petrleo crudo extrado del campo petrolero de Osberge ubicado en altamar.La construccin de la terminal de almacenado de petrleo consistente en 5 cavernas en roca bajo aproximadamente 35 metros del nivel superficial, es centro del siguiente trabajo y es por esto que se especificarn y analizarn las condiciones bajo las cuales se construy y opera el sistema de almacenaje, barriendo desde la etapa de recoleccin preliminar del lugar hasta el diseo final y construccin de las cavernas de almacenaje.Por lo tanto, en las secciones siguiente del trabajo, parmetros como la determinacin de set de fracturas, esfuerzo, diagramas de disparos, secuencia y carguo y transporte, planificacin y control de cada una de las actividades sern centro relevante para el desarrollo del informe ya que lo son tambin para la construccin del sistema "Sture Terminal", identificando la(s) rutas critica(s) a lo largo de la construccin de las cavernas en Sture.Por ende, ser necesario el desarrollo y manejo de softwares relacionado a las areas a tratar como RocLab, Phase, JKSimblast, Undwedge, ente otros, con el fin de precisar y ser ms eficiente la actividad de clculo y anlisis de los parmetros crticos del sistema.

I. Datos Preliminares1.1 Ubicacin geogrfica terminal StureLa terminal petrolera de Sture se encuentra en el municipio de ygarden al Noroeste de Bergen, Noruega. Es un importante puerto de exportacin de petrleo crudo, que llega por tubera desde la zona de Oseberg y el campo de Grane en el Mar del Norte.

El petrleo es recibido va OTS (Sistema de transporte Oseberg), enviado por una tubera de 115 kilmetros de largo desde la plataforma A de Oseberg y de la planta Grane va GOP (Tuberas de petrleo Grane); 212 kilmetros de oleoducto.El terminal cuenta con dos embarcaderos de exportacin. Cada uno de ellos puede adaptarse tanques de petrleo de hasta 300,000 DWT ms cinco cavernas de roca artificial para el crudo con una capacidad total de un milln de metros cbicos. (Deadweight tonnage, TPM en espaol). El terminal Sture tambin exporta LPG mix y nafta mediante la tubera Vestrposess hasta el terminal de Mongstad.

1.2 Productos de Terminal en StureMezcla Oseberg: petrleo crudo y condensado de siete plataformas.GLP mix: mezcla de propano y butano.Nafta: comprende pentanos y hexanos, se utiliza junto con el crudo en las refineras.Gas combustible: metano y etano, que se utiliza para la calefaccin en los procesos terminales.Mezcla Grane: crudo de la plataforma Grane.Es importante destacar que el terminal dispone tambin de una planta para la recuperacin de compuestos orgnicos voltiles (COV), que es ambientalmente importante al cargar camiones.Las instalaciones de procesamiento en Sture pretenden recuperar los componentes ms ligeros del crudo, que se extrajo como una mezcla de GLP (propano y butano) y como nafta.Crudo estabilizado y mezclar GLP se almacena en las cavernas rocosas pertinentes antes de ser enviados a lo largo de los muelles.Mezcla de GLP y nafta tambin se transportan desde la terminal a travs de la tubera Vestprosess a Mongstad.1.3 Lugares de procedencia del petrleoEl petrleo ya sea crudo o condensado llega al terminal mediante OTS (sistema de transporte Oseberg) desde las siguientes ciudades:Jardn central de Oseberg.Oseberg Oriente. Oseberg Sur. Brage. Veslefrikk. Grane.1.4 Condiciones Geolgicas y TopogrficasNoruega forma parte del escudo Fenno-escandinavo Precmbrico. Aproximadamente dos tercios de los pases rocas del Precmbrico, con diferentes tipos de gneis dominantes. Otros tipos principales de rocas de esta era son granitos, cuarcitas y rocas gneas. Desde el llamado "Eocambrico" perodo hay provincias dominadas por areniscas y lutitas arcsicas.Aproximadamente una tercera parte del pas est cubierta por rocas del Cmbrico, Ordovcico y Silrico edad. Como resultado de los movimientos caledonianos, la mayor parte de estas rocas son transformadas, pero a muy diversos grados. Las rocas como esquistos, filitas, diferentes piedras verdes, mrmoles y granitos, as como, gabros, areniscas, lutitas y calizas.En la regin de Oslo geolgica nica, la mayor parte de las rocas estn formadas segn ONU-meta-mrfico del Cmbrico Silrico lutitas y calizas, y en parte del Prmico en rocas intrusivas (Plutnicas) y extrusivas (Volcnicas), son los ms jvenes. Despus de esta breve descripcin, en lugar de la geologa de Noruega, se puede concluir que el Cimiento de Noruega es viejo o muy viejo. Desde el punto de vista de la ingeniera geolgica, uno puede describir generalmente a Noruega como una provincia de hard rock tpico. Tambin es tpico de los tipos de rocas noruegas y las masas de roca es que son anisotrpicas en general en las propiedades mecnicas y con una gran variacin en la unin. Las masas de roca han sido sometidas a plegado y fallas durante diferentes eras de Precmbrico hasta el terciario. Especialmente el fallamiento puede tener una gran influencia en la estabilidad en aberturas subterrneas.Como resultado secundario de la orogenia alpina, la penillanura escandinavo fue elevada alrededor de 1500 metros a lo largo de la costa oeste, con altura decreciente hacia el este. Durante la tarde Glaciaciones del Cuaternario, el hielo se desgast casi todo el degradado superior de las masas de roca, sac zonas de debilidad en el lecho rocoso, y ampliado y profundizado valles y fiordos. Por lo tanto, Noruega hoy puede ser topogrficamente caracterizado como un pas montaoso, con suelos jvenes (menos de 12.000 aos) en la parte superior de la roca casi protegidas de la intemperie.Desde el punto de vista de la ingeniera geolgica, este lecho de roca, a menudo expuestos en fuera cultivos, hace que el mapeo y el muestreo sea bastante fcil. 1.5 Criterio de seleccin de la ubicacin del terminalLas razones para determinar la localizacin, tanto del terminal como de las cavernas de almacenamiento, se basaron en una evaluacin cuidadosa de varias alternativas y considerando la optimizacin de los siguientes factores tena que hacerse antes de la seleccin ubicacin: La distancia cercana al campo petrolero de Oseberg, para minimizar la longitud del gasoducto Condiciones para aproximar las tuberas a la costa, a travs de un tnel submarino Posibilidades para la construccin de muelle para petroleros de hasta 300.000 toneladas de peso muerto. La geologa del lugar, de las condiciones adecuadas para las cavernas de almacenamiento. Campos extensos de tierras aptas para la ubicacin del terminal. Posibilidades de expansin de la terminal, ms cavernas, muelles adicionales, etc.

El objetivo principal de la terminal es actuar como una instalacin de almacenamiento tampn de petrleo crudo estabilizado desde el Campo de Oseberg. No hay instalaciones de proceso establecidas en la terminal.

II. Factibilidad de estudio2.1 Clasificacin del Macizo Rocoso2.1.1 Clasificacin Geomecnica de BieniawskiSistema publicado por Bienieawski en 1976 como un clasificador de macizo rocoso, el cual ha sido refinado durante los aos a medida que a ms casos es aplicado.El sistema de clasificacin Bienieawski o RMR toma en consideracin seis parmetros para determinar una valor que represente la macizo rocoso desde Muy Bueno a Muy Pobre. Estos parmetros son:1. Resistencia a la Compresin Uniaxial de la Roca (UCS).2. Rock Quality Designation (RQD).3. Espaciamiento de las Discontinuidades (S).4. Condicin de las discontinuidades (Js).5. Condiciones de agua (WT).6. Orientacin de las discontinuidades (O).Por lo tanto, el valor de RMR serRMR = v(UCS) + v(RQD) + v(S) + v(Js) + v(WT) + v(O)Nota: Para este caso se usa la version Bienieawski 1989.2.1.1.1 Aplicacin a "Sture Terminal".A. Resistencia a la Compresin Uniaxial de la Roca (UCS).Valor dado por resistencia la compresion uniaxial de" Gneiss Foliada" de 118 MPa en base a estudio de laboratorio.v(UCS)= 12B. Rock Quality Designation (RQD).Valor dado segn anlisis de sondaje de 250 cm y dimetro 3.5" RQD de" Gneiss Foliada".

RQD = (50 + 50 +18 +24 + 31 + 40)*100/250 = 85 %RQD = 85%v (RQD) = 17

C. Espaciamiento de las Discontinuidades (S).Valor dado de anlisis de " Gneiss Foliada". 0.9 m, 1.2 m 0.8 de espaciamiento discontinuidades, en set 1, set2 y set3 segn corresponda.v1(S) = 15

D. Condicin de las discontinuidades (Js).Valor dado de anlisis de mapeo de campo de " Gneiss Foliada", se interpreta superficies ligeramente a moderadamente rugosas con separacin menor a 1mm y ligeramente meteorizada.v(Js) = 25

E. Condiciones de agua (WT).Valor dado de anlisis de mapeo de campo y pruebas de permeabilidad de " Gneiss Foliada", se observa infiltracin de agua.v(WT)= 0

F. Orientacin de las discontinuidades (O).Valor determinado segn direccin del eje de las cavernas y la foliacin de Gneiss con N15W/30SW.

v(O) = -2RMR = 12 + 17 +15 +25 + 0 + -2 = 67RMR = 67

Por lo tanto, segn RMR el Geneiss Foliado presenta una clasificacin de Roca Buena, clasificacin II de RMR 67.

2.1.2 Mtodo de ndice de Resistencia, GSI

El GSI es un sistema para la estimacin de las propiedades geomecnicas del macizo rocoso a partir de observaciones geolgicas de campo.Las observaciones se basan en la apariencia del macizo a nivel de estructura y a nivel de condicin de la superficie. A nivel de estructura se tiene en cuenta el nivel de alteracin que sufren las rocas, la unin que existe entre ellas, que viene dada por las formas y aristas que presentan, as como de su cohesin. Para las condiciones de la superficie, se tiene en cuenta si sta est alterada, si ha sufrido erosin o qu tipo de textura presenta, y el tipo de recubrimiento existente.Una vez realizadas las observaciones se escoge la situacin que ms se acerca a la realidad del macizo a estudio, obteniendo de esta forma, el valor del GSI.La evaluacin del ndice GSI se hace por comparacin del caso que interesa con las condiciones tpicas y este ndice puede variar de 0 a 100, lo que permite definir 5 clases de macizo rocosos:

Macizo de calidad Muy Mala ( 0 GSI 20)

Macizo de calidad Mala ( 20 < GSI 40)

Macizo de calidad Regular ( 40 < GSI 60)

Macizo de calidad Buena ( 60 < GSI 80)

Macizo de calidad Muy Buena ( 80 < GSI 100)

Como se puede observar ndices cercanos a 1, corresponde a macizo rocoso de menor calidad debido a superficie muy erosionada, con arcilla blanda en las juntas y con estructura poco resistente y gran cantidad de fragmentacin.De modo contrario, para ndices cercanos a 100, corresponde a macizos de gran calidad debido a estructura con pequea fragmentacin y superficies poco rugosas sin erosin.2.1.2.1 Aplicacin del MtodoLa determinacin directa en terreno del ndice GSI no requiere de clculos, ya que el valor de GSI se obtiene directamente de la carta- sin embargo, en la prctica este mtodo considera una ventana de mapeo y no es aplicable al mapeo geotcnico de sondaje, por lo que es necesario utilizar otro sistema de calificacin (ej. El sistema RMR de Bieniawski) y luego transformar los resultados a valores de GSI conforme a los criterios siguientes:a) Si se utiliza la versin 1976 del ndice RMR (Bieniawski, 1976) deber suponerse que el macizo rocoso est completamente seco y no deber efectuarse ajuste por orientacin de las estructuras. El valor resultante del ndice RMR76 se relaciona con el ndice GSI de la siguiente forma:Si RMR76 18 entonces GSI = RMR76Si RMR76 < 18 entonces no puede estimarse el valor GSI (estimacin es poco confiable)b) Si se utiliza la versin 1898 del ndice RMR,(Bieniawski 1989) deber suponerse que el macizo rocoso est completamente seco y no deber efectuarse el ajuste por orientacin de las estrcuturas. El valor resultante del ndice RMR89 se relaciona con el ndice GSI de la siguiente forma:Si RMR89 23 entonces GSI = RMR89 5Si RMR89 < 23 entonces no puede estimarse el valor GSI (estimacin es poco confiable)c) Si se utiliza el ndice Q (Barton 1974), deber suponerse que el macizo rocoso est completamente seco y la magnitud del estado tensional es moderada, con lo que los parmetros Jw y SRF se hacen iguales a 1.0. El valor resultante del ndices Qse relaciona con el ndice GSI de la siguiente forma:GSI= 9 lun(Q) + 44Para nuestro caso, el macizo rocoso consiste de gneiss moderada a regularmente fisurada con un valor de RMR76 de 67 situndose en la clasificacin II de roca buena.Por lo tanto como RMR76 18 entonces GSI = RMR76=67. De esta manera se puede observar en la tabla, el ndice de GSI en una clasificacin de roca buena.

2.1.3 Mtodo Clasificacin por Q de Barton

Esta clasificacin geomecnica se basa en el ndice de calidad Q denominado tambin ndice de Calidad Tunelera, que da una estimacin de la calidad del macizo rocoso, teniendo en cuenta los siguientes factores:

Donde:RQDRock Quality Designation

JnNmero de Familias

JaCoeficiente de rugosidad de la junta

JwCoeficiente reductor por la presencia de agua

SRFFactor reductor por tensiones en el macizo rocoso

Al aplicar la formula descrita en la parte superior obtendremos el valor Q que vara y clasifica al macizo rocoso segn la siguiente tabla:

2.1.3.1 Aplicacin del Mtodo.A continuacin se definen y valoran cada uno de los factores que intervienen en la clasificacin.ndice Calidad de la Roca (RQD)El coeficiente Jn se calcula en funcin del nmero de sets de estructuras presentes en el macizo rocoso.Nmero de Familias (Jn)

El factor Jr se calcula en funcin de la rugosidad de las estructuras ms dbiles. Si stas estn favorablemente orientadas, entonces deber escogerse el set ms dbil de todas las estructuras desfavorablemente orientadas para evaluar Jr. se debe considerar: Si el espaciamiento de estructuras del set considerado es mayor a 3m debe sumarse 1 al valor de Jr. En el caso de estructuras planas y pulidas que presenten lineamientos, podr considerarse que Jr es igual a 0.5 si los lineamientos estas favorablemente orientados Los casos B y G de la tabla anterior se ordenan de escala menor a escala intermedia, en ese orden. Nmero de rugosidad de las juntas (JR)

El coeficiente Ja se calcula en funcin de la rugosidad de las estructuras ms dbiles. Si estas estn favorablemente orientadas. Entonces deber escogerse el set ms dbil de todas las estructuras desfavorablemente orientadas. Debe tenerse en consideracin. Que los valores de fi que se indican corresponden a una estimacin muy aproximada del ngulo de friccin residual que tendrn las estructuras.

Nmero de alteracin de las juntas (Ja)

El coeficiente Jw se calcula en funcin de las condiciones de agua observada en las estructuras del macizo rocoso se debe tener presente: Los casos C y F corresponden a estimadores muy aproximadas, se pueden incrementar el valor si se implementan medidas de drenaje. Problemas especiales asociados al congelamiento de las aguas y la formacin de hielo no se consideran. Factor de Reduccin, agua en las juntas (Jw)

El coeficiente SRF est asociado al posible efecto de la condicin de esfuerzos en el macizo rocoso y puede considerarse a medida que:

La presin causada por el material suelto, en el caso de un tnel que atraviesa una zona de cizalle o un macizo arcilloso y de mala calidad geotcnica Las concentraciones de los esfuerzos que se producen en la prefera de tneles excavados en macizos rocoso competentes Las presiones asociadas a un flujo plstico (squeezing) o al hinchamiento (swelling) que encuentran tneles que cruzan macizos rocosos arcillosos poco competentes bajo un estado tensional importante. o macizos rocosos arcillosos y expansivos.

Factor de Reduccin de esfuerzos (SRF)Asignando los valores correspondiente y segn las tablas se obtiene la siguiente clasificacin Q de Bartn.

Para relacionar Q ndice de calidad del Tnel, con el comportamiento de una excavacin subterrnea y con las necesidades de sostenimiento de la misma. Barton Lien y Lunde desarrollaron la relacin denominada Dimensin Equivalente De de la excavacin, esta relacin se obtiene de dividir el ancho, dimetro o altura de la excavacin por un factor denominado Relacin de soporte de la excavacin ESR (Excavation Support Ratio).

La relacin de soporte de la excavacin ESR tiene que ver con el uso que se pretende dar a la excavacin y hasta donde se le puede permitir cierto grado de inestabilidad. Barton d los siguientes valores supuestos para ESR:

2.1.3.2 SoporteLa relacin entre el ndice de calidad Tunelera Q y la dimensin equivalente De de una excavacin, Barton Lien y Lunde, elaboraron una tabla a partir de las cuales se puede diagnosticar las necesidades de sostenimiento.

Al analizar los datos de Q y De, se determina qu tipo de soporte se utilizara en el macizo rocoso analizado, dicho anlisis esta dado en la tabla mostrada a continuacin:

Categoras Reforzamiento

ZonasTipo de soporte

1No necesita soporte

2Apernado Puntual

3Apernado Sistemtico

4Shotcrete entre 4-10 cm y pernos




8Shotcrete >15 cm, marcos y pernos

9Hormign de Revestimiento

Roca Tipo I: Consiste en la colocacin eventual de pernos rosca (barra helicoidal), dimetro 25 mm y longitud de 2,50 m. Roca Tipo II: Consiste en la colocacin espordica o sistemtica de pernos rosca (barra helicoidal), dimetro 25 mm y longitud de 2,50 m, en paradas de 3 a 7 cada 1,70 m. Roca Tipo III: Consiste en la colocacin sistemtica de pernos rosca (barra helicoidal), dimetro 25 mm y longitud de 2,50 m, en paradas de 3 a 7 cada 1,35 m, y malla biscocho galvanizada con traslape de 0,3 m. Roca Tipo IV: Consiste en la colocacin sistemtica de pernos rosca (barra helicoidal), dimetro 25 mm y longitud de 2,50 m, en paradas de 3 a 7 cada 1,35 m, malla biscocho galvanizada con traslape de 0,3 m, y hormign proyectado 25/50/75 mm mnimo sobre punta de roca a seccin completa. Roca Tipo V: Consiste en la colocacin sistemtica de pernos rosca (barra helicoidal), dimetro 25 mm y longitud de 2,50 m, en paradas de 3 a 7 cada 1,35 m, malla Acma, hormign proyectado de espesor 50/75/100 mm mnimo sobre punta de roca a seccin completa, y marcos de acero galvanizado 200 x 200 x 12 x 10 mm. Cabe destacar que el tipo de soporte planteado en esta gua es adaptable de acuerdo a las caractersticas que presente el macizo rocoso o los set de fallas en los cuales se est trabajando.

III. Caracterizacin Detallada Etapas del Sitio3.1 Anlisis de Resistencia de la Roca predominante del Sector Mediante RocLabA la roca predominante del sector es Gneiss foliada con direccin y manteo N15W/30SW, se le han realizados ensayos de laboratorio, los que incluye compresin uniaxial, resistencia a la traccin, prueba de carga puntual y test de traccin mtodo brasileo han determinados sus propiedades elsticas y por medio del uso del software RocLab se ha obtenido constantes para el diseo segn el Criterio de Hoek-Brown.Para las propiedades elsticas de la roca Gneiss, tenemos:Modulo de Young Razn de Poisson

Modulo-EResistencia a la Compresin Uniaxial

Tipo Roca Predominante : Gneiss Foliacion 2.87 t/m3

UCS [Mpa]

Max160118

Min60

Young Modulus [MPa]

Max8000060000

Min50000

Poisson Ration

Max0.20.145

Min0.125

Y en base al trabajo e ingreso de las variables que toma en cuenta el software RocLab, como UCS, GSI, mi, D y E como se muestra abajo, se obtuvieron los resultados mostrados en la tabla.-Para UCS = 118 MPa.

-Para GSI con caractersticas de estructura BLOQUE y condicin de superficie Buena, se presenta un GSI 68.

- En el factor de alteracin D, se presenta buena calidad de la roca por control de la tronadura. D=0

-Resultando en

Analysis of Rock Strength using RocLab

Hoek-Brown ClassificationIntact uniaxial comp. Strength (sigci) =70 MPaGSI = 68, mi=28, Disturbance factor(D)=0Intact modulus (E) = 36.750MPaModulud Ratio (MR)= 525

Hoek-Brown CriterionMb = 8.929 s= 0,00286 a= 0,502

Mohr- Coulomb FitCohesion = 6,047 MPa, friction angle =44.77 deg

Rock Mass ParametersTensite strength = -0,224 MPaUniaxial compressive strength = 11.765 MPaGlobal strength = 29.035 MPaDeformation modulus = 25512.09 MPa

3.2 Anlisis Geomecnico con DIPSMediante mapeo geotcnico de los sondaje y registro de las etapas de mapeo geotcnico bsico (tramo de sondaje, n de fractura, largo de trozos, grado de meteorizacin y tipo de molido), mapeo por tramos geotcnico (tramo geotcnico), caracterizacin de estructuras (rugosidad (JRC), resistencia relleno, alteracin de las paredes y resistencia pared), se obtuvieron los siguientes datos necesarios para la determinacin de los set de fractura mediante software "Dips".

Obteniendo se de esta forma 3 sets principales de discontinuidad. Set 1 Dip 36 Dip Direction 213 Set 2 dip 71 Dip Direction 256 Set3 Dip 83 Dip Direction 357

Con la siguiente concentracin de polo por set.Mostrando de esta forma que el set2 tiene una mejor representacin ya que tiene mayor concentracin de fracturas, por el contrario el set 3 tiene la menor concentracin de fracturas por 1% de rea.

IV. Anlisis de Estabilidad4.1. Software Phase 2D4.1.1 Definicin de los parmetros a considerar para el posterior anlisis de las excavaciones a realizarse.

a) Definicin de las dimensiones de la excavacin Estos parmetros fueron establecidos segn el texto gua utilizado como base para el desarrollo del proyecto, lo cual es un paso fundamental para realizar el posterior anlisis.

b) Definicin de los EsfuerzosPara poder determinar los esfuerzos y debido a que nuestra excavacin se encuentra a una profundidad de 35 mt lo cual sumndole la altura de la excavacin nos entrega una profundidad total de 68 mt para su anlisis. Adems por este motivo es que como estas excavaciones se encuentran cubiertas por un nivel fretico es que la distribucin de los esfuerzos en todas sus direcciones es la misma debido a la presin que produce el agua, redistribuye los esfuerzos de manera que en todas sus direcciones es igual.El clculo del esfuerzo lo consideramos como el esfuerzo de sobrecarga de modo tal que nos dara:Sigma sobrecarga= *g*H = (2,870 kg/m3 * 9, 81 m/s2 * 68 mt)/ 10^6 = 1, 91 Mpa El otro valor utilizado es del ngulo que existe en el plano horizontal lo consideraremos como valor 0 ya que este no produce una gran influencia en las excavacin ya que son otros parmetros los ms importantes para analizar.

c) Secuencia de anlisis de las excavaciones

Primeramente se comenzar por la parte superior la cara central para poder generar la cara libre y la secuencia de extraccin del material de los dems. En esta imagen podemos apreciar que se abarco toda la seccin de la primera fase de la secuencia de extraccin del mineral. Luego la siguiente seccin que se explotar por la frente a extraer de 7 mt de potencia a travs de perforaciones horizontales con una salida hacia la cara libre que generamos anteriormente en la primera etapa.

Aqu apreciamos el avance de la excavacin de acuerdo a la extraccin de material.

Esta es la imagen final de la excavacin la cual comenzaremos a analizar respecto a los resultados obtenidos.

d) Anlisis de los resultados obtenidos d.1) Para primera etapa de extraccin d.1.1) Esfuerzos Principales

d.1.2) Factor de Seguridad

d.1.3) Desplazamiento Total

d.2) Completando la primera etapa de extraccind.2.1) Esfuerzos Principales


d.2.3) Desplazamiento total

d.3) Segunda etapa de excavacin d.3.1) Esfuerzos Principales


d.3.3) Desplazamiento total

d.4) Desarrollo de la Tercera Seccin d.4.1) Esfuerzos Principales



d.5) Etapa Final de la excavacin d.5.1) Esfuerzos Principales



d.6) Etapa final de las excavaciones en conjuntod.6.1) Esfuerzos Principales



d.6.4) Esfuerzo Sigma 3

4.1.2 Anlisis de resultados sin fortificacinLuego de realizar el respectivo anlisis podemos decir que las excavaciones no se desplazan en gran magnitud sino que muy poco con respecto a las dimensiones de la excavacin final, por otra parte la distribucin de los esfuerzos se pueda apreciar de muy buena forma por lo cual analizando por otro lado el factor de seguridad nos seala que no existe gran seguridad en las paredes de la excavacin por lo cual deberamos utilizar fortificacin, obtenida mediante la Q de Barton la cual seala que debemos utilizar una pequea capa de Shotcrete para fortificar la excavacin con los siguientes datos:Capa de Shotcrete de aproximadamente de 10 cm

1.1. Excavacin con fortificacin

a) Esfuerzo principal

b) Factor de Seguridad

c) Desplazamiento Total

4.1.3 Anlisis del uso de Shotcrete en la excavacin

El Shotcrete utilizado fue de un espesor de 10 cm segn los clculos realizados lo cual nos entrega las siguientes imgenes:

Se utiliz esta excavacin para poder realizar el anlisis lo cual se muestra a continuacin, adems se enumeraron los nodos en los cuales se realiz el anlisis.

Luego de realizar este anlisis segn la numeracin donde se soporta la mayor fuerza axial es en la parte superior de la excavacin, pero no en una gran medida, pero igual se debe tener en cuenta por lo cual se utiliz el Shotcrete alrededor de ella como sellado y medida cautelar.

Aqu se ratifica lo anteriormente sealado debido a que en el techo de la excavacin es donde se produce el mayor esfuerzo axial y en las cajas el menor por lo cual el techo debe ser debidamente fortificado. 4.2. Utilizacin Software Unwedge para anlisis de estabilidad de cuasa) Definimos las dimensiones de la excavacin a analizar.

b) Ahora consideraremos 3 set de fracturas que pudiesen afectar la excavacin.

c) Luego veremos las posibles cuas que se generan en la excavacin.Ac utilizaremos los parmetros calculados de Mohr-coulomb para analizar la excavacin.

d) Viste da las cuas generadas en la excavacin

Las posibles cuas que pueden generar al considerar este caso son las mostradas en la imagen, pero no todas estas producen un efecto negativo sobre la excavacin. Por una parte encontramos la cua 6 y 8 que se generan en el techo de la excavacin las cuales deben ser fortificadas debido a que en el techo de la excavacin es en donde debe quedar estable y segura la fortificacin. Tambin en las cajas se pueden producir dos deslizamientos 4 y 5 las cuales deben ser fortificadas debido a que la cmara debe quedar estable y aislada para el almacenamiento del petrleo.

e) Caractersticas de las cuas Cua 6 FS: 5.033Volumen: 116.635 m3Peso: 334.743 toneladasAltura (z): 16.51 mrea de Excavacin: 56.37 m2

Cua 8FS: 16.556Volumen: 1.533 m3Peso: 4.399 toneladas Altura (z): 2.30 mrea de Excavacin: 5.53 m2

Cua 4 FS: 27.059 Volumen: 38.687 m3Peso: 111.032 toneladasAltura (z): 40.28 mrea de Excavacin: 74.85 m2Cua 5 FS: 13.049Volumen: 38.687 m3Peso: 111.032 toneladas Altura (z): 40.28 mrea de Excavacin: 74.85 m2

f) Vistas 3D de la Excavacing) Podemos apreciar a escala las dimensiones de la excavacin como de sus cuas ahora podremos analizarlas con una fortificacin adecuada al modelo. Pero de acuerdo a los factores de seguridad obtenidos en este anlisis son buenos pero debemos aislar la excavacin por lo cual utilizaremos Shotcrete y pernos puntuales para las cuas.

h) Definicin de las caractersticas de los pernos

Asignamos el nombre a el tipo de pernos que utilizaremos sern pernos grouteados debido a que estos son ms econmicos y adems poseen una mejor capacidad de resistencia que un Split- set o un swelex adems el largo del perno fue calculado de acuerdo al siguiente ley: La longitud de un perno "L" debe ser entre a 1/3 del ancho de la galera "A". Fuente: Mont Blanc Tnel Rule (c. 1965). A partir del manual Saferock cuando es buena calidad se utiliza el 1/3 como en este caso.

Nuestro largo de perno sera = L = 1/3 * 19 mt = 6.3 mt

En minera, la razn longitud/espaciado (L/E) del perno, es aceptable entre 1,2: 1 y 1,5:1. Fuente: Z.T. Bieniawski (1992).

Entonces nuestro espaciamiento sera de = 6.3/ 4.2= 1.5 que este se encuentra dentro del rango y es aceptable.

Cabe sealar que no en todas las secciones se utiliz pernos seguidos solo en la cua mayor, en las cuas pequeas solo utilizamos pernos puntuales como sealaron el anlisis de Q de Barton.

Aqu podemos apreciar la distribucin final de los pernos en la excavacin a lo cual los factores de seguridad de las cuas 4 y 5 no aumentan en gran medida por lo cual solo utilizamos pernos puntuales. La cua del techo 8 con pernos puntuales aumento considerablemente su factor de seguridad debido a que al largo del perno abarca toda su extensin logrando una gran estabilidad. Por otro lado en la cua 6 se utilizaron pernos en serie aumento levemente su factor de seguridad pero aun as es bueno, lo cual se desea mantener de manera fundamental el techo.

i) Definicin de los parmetros del Shotcrete

Definimos las propiedades del Shotcrete de acuerdo a nuestras necesidades y por lo cual su densidad, su capacidad y su espesor para la excavacin que segn lo arrojado tiene un espesor entre 4 y 10 cm, pero al haber utilizado pernos puntuales aumentamos el factor de seguridad de las paredes y techo por lo cual utilizaremos el mnimo de Shotcrete requerido solamente para aumentar en cierta medida un poco ms el factor de seguridad junta con la tarea fundamental de la excavacin la cual es aislar y poder almacenar en ella los productos determinados.

Aqu podemos apreciar la disposicin final de la excavacin con la fortificacin adecuada segn este caso y de acuerdo a las leyes y clculos para la dimensin de sus elementos. Adems de ratificar un aumento considerable en lo factores de seguridad tanto de las cajas como del techo.

j) Vista 3D de la excavacin fortificada

V. Diseo Final y Construccin5.1. Dimensionamiento de las cavernas

Durante la fase de diseo conceptual de una optimizacin de la seccin transversal caverna para soporte de roca y voladura dio un costo mnimo para una anchura de caverna en el intervalo de 18 -20 metros, y una altura de 32 -34 metros. Las dimensiones escogidas fueron 19 metros y 33 respectivamente. Y en direccin longitudinal el largo total de las cavernas es de 314 metros.

5.1.1 Dimensionamiento de pilaresEl ancho del pilar entre cada caverna es de 39 metros, elegido con el fin de evitar lata concentracin de esfuerzo/deformacin, el cual tendra un efecto negativo en las paredes altas en la direccin longitudinal de las cavernas. Durante la construccin la velocidad mxima de vibracin en la caverna vecina fue establecida a 200 mm/s.

5.1.2 Dimensionamiento de laboresLa seccin del tnel de acceso es de 75 m2 y el ancho es de 10 m. La rama de tneles hacia las cavernas tiene una seccin transversal de 41 m2 y ancho de 6 m. Las dimensiones de los tneles fue basado en las caractersticas y capacidades de construccin de los equipos.

5.1.3 PiquesHay nueve piques para cada caverna, uno en el centro y ocho en el extremo este. Los usos de los piques son: Instrumentacin: - 2100 mm (1 pique). 1000 mm (2 piques). 600 mm (1 pique). Extraccin de petrleo: 2100 mm (4 piques). Extraccin de agua por fugas: 2100 mm (1 pique). Inyeccin de petrleo: 1200 mm (1 pique).El pique para la tubera hacia la caverna y el pique para instrumentacin en el centro de la caverna tienen aproximadamente 65 m de longitud. Todo los otros tiene una longitud de aproximadamente 35 m.El pique para la tubera hacia la caverna es perforado desde el rea superior, fuera de la pared la caverna, en el tnel de ramificacin en la elevacin del piso de la caverna. Desde este tnel la tubera contina en una trinchera, y se eleva hacia el nivel del piso en el extremo opuesto de la caverna. Esto es para asegurar una circulacin de los productos almacenados en la caverna. Todos los piques fueron perforados principalmente por equipos raise-boring desde la superficie.En el lado este de la caverna un pozo de bombeo fue excavado, 15 metros de profundidad, 15 metros de ancho y 5 metros de largo. Adems de bombear el producto fuera, el pozo sirve para recolectar y bombear fuera el agua filtrada desde la caverna completa. El agua de infiltracin es bombeada a una planta de tratamiento en la terminal.5.2 Estrategia de ConstruccinLa masa de roca no es cien por ciento impermeable. Por esta razn siempre existir un nivel de aguas subterrneas. El principio para el almacenamiento de petrleo en cavernas de roca se basa en una la ley fsica simple que para los productos del petrleo ms livianos que el agua, rodeados por agua subterrnea con mayor presin que la dentro de la caverna, habr siempre agua filtrndose dentro de la caverna. El aceite no puede salir a la roca debido a la mayor la presin exterior hidrosttica del agua subterrnea.En Noruega la mayora de las cavernas de almacenamiento de petrleo, se basan en el principio de la cama de agua fija. Los almacenes tambin estn cerrados, lo que significa que los gases evitan que el petrleo tenga comunicacin directa con la atmsfera. La presin del gas dentro de las cavernas vara de en funcin del nivel de petrleo en el interior, tpicamente desde 0,5 a 3 Bar. Dependiendo del tipo de petrleo, la presin de interior de la caverna puede a la larga, aumentar gradualmente, donde una porcin del gas debe ser expulsado.En Sture tres enormes bombas se instalan en un pozo de bombeo en cada caverna para garantizar un mnimo de tiempo para llenar los vasos de petrleo. En la parte inferior de la fosa de la bomba de producto, est instalado bombas de agua para bombear el agua contaminada de fuga. La fuga de agua tiene que ser tratada antes de ser devuelta a la naturaleza.Para minimizar el volumen y luego tambin elcosto para el manejo de las fugas de agua, es importante sellarfuera las fugas de agua en las cavernas durante la excavacin. El costo para el manejo de las fugas de agua est relacionado con el costo de bombeo y la construccin y operacin de una planta de tratamiento de agua. En Sture tambin debe tener un volumen limitado de agua dulce disponible para el mantenimiento artificial del nivel de agua subterrnea. Si el nivel de agua baja, sirve como un sello natural. Segn los reglamentos en Noruega la presin del agua subterrnea debe ser siempre como mnimo la mxima presin de la operacin dentro de la caverna de roca, ms 20 metros (2 bares) como margen de seguridad. Para poder garantizar que la elevacin necesaria del nivel de agua subterrnea, se mantiene un sistema artificial del suministro de agua.El sistema artificial puede hacerse mediante la inyeccin de agua dulce de 30 hasta 50 metros de largo con agujeros perforados en la superficie o de un sistema de tneles a cierta distancia por encima de la de almacenamiento. El sistema de tnel puede ser combinado con el acceso el tnel y el sistema completo puede ser llenado con agua. La elevacin del nivel de agua subterrnea se ha de comprobar regularmente. Una manera simple se puede perforar un nmero de agujeros verticales de observacin anterior y en torno al rea de almacenamiento y medir manualmente el nivel de agua en cada hoyo. Por medio de mediciones regulares de las variaciones anuales y la tendencia a largo plazo puede ser encontrado.Si el nivel de agua subterrnea baja demasiado, se corre el riesgo de la atmsfera llena de hidrocarburos dentro de la caverna de inicio. Esta sera una situacin crtica para el almacenamiento y como una fuga puede ser de muy difcil reparacin. En el mejor de los casos esto se dar a las restricciones a actividades en el rea sobre el almacenamiento. Al cambiar la presin en los conductos de suministro de agua es posible controlar la cantidad de agua que se inyecta en la masa de roca.5.4 Fases de explotacin Fase ILa primera fase comienza con una abertura o tnel central de dimensiones de 7 metros de ancho y 5 metros de alto. Luego ste tnel creado nos servir como cara libre para las dos secciones restantes que nos conformarn la fase I. Dichas secciones tienen 6 metros de ancho y 5 metros de alto. La secuencia de salida es hacia el centro del tnel, utilizando una perforacin frontal como se indica en las flechas rojas.

Fase IIUna vez terminada la fase I y ubicada las maquinarias, se comienza a explotar la fase II con un seccin de ancho 19 metros y altura 7 metros. Es necesario considerar que para efectos de diseo de tronadura se consider la cara libre ubicada en el techo. Esta fase se explotara mediante perforacin frontal como se indica en la flecha roja.

Fase IIILa fase III, al igual que la fase II, posee una seccin de ancho 19 metros y altura 7 metros. Tambin se considera una perforacin frontal como se indica en la flecha roja, por lo cual es importante en el diseo la cara libre ubicada en el techo de la seccin.

Fase IVLa fase a diferencia de las 3 fases anteriores, es una seccin que se perfora de manera vertical es decir mediante banqueo tronando una seccin de 7 metros de profundidad.

Fase VAl igual que la fase IV, la fase V es una explotacin con diseo de banqueo, llegando a una profundidad de 7 metros.

5.3 Equipos5.3.1 Flota de perforacinPerforadora frontal seleccionada: Boomer 282 de Atlas Copco.Caractersticas

Perforadora radial seleccionada: Simba W6C.CaractersticasLargo total3,3 m

Peso164 kg

Ancho2,6 m

Velocidad de rotacin60-90 rpm

Dimetro perforacin115 mm

Radio de giro externo7,9 m

Radio de giro interno4,3 m

5.3.2 Flota de carguoCargador seleccionado: CAT R1700GCapacidad cucharn12,5 ton

Radio giro externo6,8 m

Radio giro interno3,2 m

Largo total11,2 m

Alto total2,5 m

Ancho total3,1 m

Potencia353 Hp

5.3.3 Flota transporteCamin seleccionado: CAT AD55BCaractersticasCapacidad55 ton

Potencia805 hp

Radio de giro externo10 m

Radio de giro interno5,5 m

ngulo de articulacin42,5

Ancho total3,2 m

Altura total 3m

Largo total 12 m

5.5 Perforacin y Tronadura5.5.1 Tiros HorizontalesSe desea hacer perforacin y tronadura del banco 1 y 2 mediantes tiros horizontales independientemente un banco del otro, pero en base a las mismas medidas de los banco a tronar de una altura de banco de 7m y ancho 19 con 4,6 metros de corrida dado por la longitud del barreno del equipo, con el uso de explosivo ANFO a granel de densidad 0.9 t/m3 en roca gneiss foliada de densidad 2.87 t/m3, los parmetros obtenidos a continuacin para un banco ser tiles tanto en banco 1 como 2 por similitud en las razones geomtricas y geolgicas de ambos. Por lo tanto, mediante los datos de entrada se determinan los siguientes valores del diseo de voladura.Determinacin del Burden en base a criterio Konya:

e: dimetro del explosivo. (2.4")e: densidad del explosivo.(0.9 t/m3)r: densidad de la roca.(2.87 t/m3)

B= 5.1 ft 1.28 mBurden corregido (B') es determinado en base a las condiciones que se presentan tanto las caractersticas de tronadura y condiciones geolgicas.B' = B * Kr * Kd * KsKr: factor de correccin fila Tercera fila y subsecuente voladuras con apilamientos anteriores. = 0.9.Kd: factor de correcin orientacin estratos Discontinuidades hacia el corte. =1.18Ks: factor de correccin condicin estructura Capas delgadas bien cementadas con juntas estrechas.= 1.1B'= 1.28 *0.9*1.18*1.1 =1.5 mB' = 1.5 mDeterminacin de Espaciamiento (S).S = 1.4* BS = 1.4 * 1.5 = 2.1S 2.1mDeterminacin de Taco (T)T = Ks * B (Ks 0.7 a 1.6) konya Ks= 0.7 T = 1.1 mKs = 0.9T = 0.9*1.5T= 1.4 mLargo de la Perforacin (Lt)Lt = 4.6 m dado por la aproximacin de la dimensin del boom del equipo de perforacin, o largo de la barra de perforacin.Lt = 4.6 mTiros de Precorte (Sp)Sp = 0.7 * BSp = 1.05 mResumen Tiros Horizontales

Banco 1Perforacin

Altura Banco7 mDimetro Bit2 "

Ancho Banco19 mEquipoJumbo

Corrida4.6 m

Diseo TronaduraExplosivo

Burden1.5 mANFO a granel0.9 t/m3

Burden Corr.1.5 mDensid. de Carg.1.8 Kg/m

Espaciamiento2.1 m

Sobre Perf. -

Angulo de Perf. -

Taco1.4 m

Largo Perforac.4.5 m

Precorte

Espacia. Precort1 m

5.5.1.1 Anlisis de la distribucin de Energa para Tiros HorizontalesA partir del desarrollo del diseo de los tiros horizontales mediante criterios de konya, la distribucin de energa entregado por el programa JKSimblast ha demostrado una buena distribucin de esta debido que al analizar la imagen ms abajo se observan zonas rojas (liberacin de mayor energa en kg/t) solo cerca del tiro tronado, lo que indicara una efecto de molido de la roca localizada, adems para el resto de la zona de colores amarillo y verde, menor energa liberada, provocara nuevas fracturas y expansin de las discontinuidades creadas y existentes. Por ende, para este caso de la creacin de las cavernas en Sture, en el que solo es necesario la extraccin del material sin una pos tratamiento como en minera, bloques lo suficientemente grande para generar poco espaciamiento y menores paladas, este diseo resulta ideal ya que hay pocas zonas de molido de roca y ms de creacin de fractura.

5.5.2 Tiros VerticalesSe desea hacer perforacin y tronadura de los banco 3 y 4 mediantes una sola secuencia de tiros verticales sobre una altura de banco de 14m y ancho 19 con 20 metros de corrida con el uso de explosivo ANFO a granel de densidad 0.9 t/m3 en roca gneiss foliada de densidad 2.87 t/m3. Por lo tanto, mediante estos parmetros se determinan los siguientes valores del diseo de voladura.

Determinacin del Burden en base a criterio Konya:

e: dimetro del explosivo. (4.6")e: densidad del explosivo.(0.9 t/m3)r: densidad de la roca.(2.87 t/m3)

B= 9.8 ft 3 mBurden corregido (B') es determinado en base a las condiciones que se presentan tanto las caractersticas de tronadura y condiciones geolgicas.B' = B * Kr * Kd * KsKr: factor de correccin fila Tercera fila y subsecuente voladuras con apilamientos anteriores. = 0.9.Kd: factor de correccin orientacin estratos Discontinuidades hacia el corte. =1.18Ks: factor de correccin condicin estructura Capas delgadas bien cementadas con juntas estrechas.= 1.1B'= 3*0.9*1.18*1.1 =3.5 mB' = 3.5 m

Determinacin de Espaciamiento (S).S = 1.4 BS = 1.4 * 3 = 4.2S 4mDeterminacin de Taco (T)T = Ks * B (Ks 0.7 a 1.6) konya Ks= 0.7 T = 2.2 mKs = 0.9T = 0.9*3T= 2.7 mDeterminacin Sobre Perforacin (SP)SP = 0.3 * B'SP = 1.05 mLargo de la Perforacin (Lt)Lt = (14 + 1.05)/ cos 15Lt = 15.6 mTiros de Precorte (Sp)Sp = 0.8 * BSp = 2.8 mDensidad de Carga

Resumen Diseo Tronadura Tiros Verticales.Resumen Tiros Verticales

Banco 3 y4Perforacin

Altura Banco14 mDimetro Bit4.6 "

Ancho Banco19 mEquipoSandvik DTH

Corrida20 m

Diseo TronaduraExplosivo

Burden3 mANFO a granel0.9 t/m3

Burden Corregido3.5 mDensid. de Carg.9.6 Kg/m

Espaciamiento4 m

Sobre Perf.1.1 m

Angulo de Perf.15

Taco2.7 m

Largo Perforac.15.6 m

Precorte

Espacia. Precort2.7 m

5.5.2.1 Anlisis de la Distribucin de Energa para Tiros Verticales.Para este caso, tenemos una imagen similar a la obtenido desde los tiros horizontales, de lo cual se tiende a deducir rpidamente una buena distribucin de energa para el caso Sture, ya que como ha sido explicado ms arriba en necesario poco molido de roca ( relativamente pequeas zonas rojas y cercanas al tiro) y mayor fracturamiento (zonas amarillas, verdes y azules que indican deformacin del macizo rocoso) de manera de sacar el material lo ms rpidamente por la me, ya que el criterio de tiempo de terminacin de la obra ha sido pauta de varios parmetros como por ejemplo la eleccin del tiempo de inyeccin artificial de agua subterrnea.

5.5.3 Perforacin de Tunel de Acceso.Calculo de retacado para cada seccin del tnel.Barrenos Auxiliares:T = 0.5 B.B = Burden (m)T = Taco (m)Barrenos del Piso:T = 0.2 B.Barrenos de Contorno (Costilla y Techo):T = BConstruccin del Acceso Principal mediante el software 2DFace.Caractersticas:Ancho de excavacin: 10 mAltura: 7.5 mSeccin transversal: 72 mLongitud de perforacin: 4.3 m (jumbo)Dimetro de pozo (L): 45 mmExplosivo a utilizar: ANFO + APD

Clculos:

Los clculos son realizados en relacin a los formulismos explicados y mencionados anteriormente, solo se mostraran los clculos ya realizados para comenzar el diseo para cada seccin del tnel:

El Cuele: Piso Techo Contorno

Dv: 16 cm B : 1.27 m B: 15.5 X L = 70 cm B= 1.25 m B : 1.5 x Dv = 24 cm T : 0.254 m T= B = 70 cm T= 1.25 mq1 : 1.3 Kg/mT: 1.14 m.

Por lo tanto el diseo resultante estar dado por la siguiente imagen.

Anlisis de la Distribucin de EnergaExiste una gran concentracin de energa liberada en el cuele y la zapatera, generndose mayor molido en esa zona, pero a pesar de esto existe un buen fracturamiento.Perforacin del Top Heading (zona superior de la caverna)Se desea crear una seccin de en la zona superior de la caverna para comenzar la extraccion de la misma con 7 metros de ancho y 5 metros de alto, para cual se establecido como criterio lo siguiente.Desviacin angular: 10mm/mDesviacin empate: 20mmDesviacin Contorno: 3 (0,05 rad) = 53,47 = 73,06Factores de Correccin por ubicacin Corona: FCC = 0,9 Descargas: FCD = 0,8 Auxiliares: FCA = 0,8 Zapateras: FCZ= 0,7

Explosivos Iniciador amon gel 60% densidad: 1,50 gr/cc. Velocidad de Detonacin :(VOD:4.700 m/s), Presin de Detonacin del Explosivo ( P.D =83,0 K-bar) Bsico: Anfo, densidad: 0,80 t/m3, VOD: 4000 m/s, P.D =32 k-barE: Potencia en peso del explosivo relativo al ANFO = 1,02

Holmberg- Dimetro pozo vaco = 160 mm. Profundidad del Barreno

= 4,24 mOcuparemos para efecto del clculo una barra de 4,5 m de largo. Avance de la Perforacin Av =0,90H =4.05 m Cuele bsico paraleloSe debe hacer presente que existen varas metodologas para calcular el Cuele bsico Paralelo entre ellas: Metodologa Enaex Burden Rainura

= m Lado del Cuadrante de la Rainura:

= 0,35 m Auxiliar Rainura

=0.24 m

= 0.34 m

Forma Prctica Si A 25 cmPara efectos Prcticos, Aplicados en Codelco Divisin AndinaBr 17 cmA 25 cmSe puede aplicar tiempo con retardos Aplicando el Concepto de Rotura Libre, Aplicando el Concepto de Rotura Libre Total ,

Aplicando el Concepto de Rotura Libre Prctico se tiene

B1= 0,17

Por lo tanto el Cuele Paralelo se compone de 3 secciones

Fig. 5.08: Cuele Paralelo tres secciones

Resto de los Tiros Metodologa Pearse Monsanto K: Factor de Tronabilidad; 0, 8 (valor medio)P.D= 2,510-6expl[VOD]= 32 K-bar =32608 [Kg/cm2]R.T= 14,58 Mpa = 148, 57 [Kg/cm2]

(Malla equiltera) Espaciamiento y Burden Mximo

=1,05 mE = 1.05 mB= 0,91 mPara los efectos de Clculo de los resto de los tiros asumiremos una Malla operacin aceptable y de bueno resultados en terreno de 1,20Anlisis de Energa.Se aprecia una menor concentracin de alta liberacin de energa en el centro de la excavacin, y segn la vista de los rangos mostrados abajo, se tendra que esperar mayor zonas de fracturamiento en las cajas, techo y piso.

5.6 VentilacinEl reto principal durante la excavacin fue de control el flujo de aire en el tnel y el sistema de cavernas. Esto fue consigue mediante un sistema de ventilacin de aire en los 5 cavernas. Adems, un ventilador se encuentra en el terreno y el usando los pozos de inspeccin en el centro de cada caverna. Estos ventiladores extraen eficazmente el aire contaminado fuera de las cavernas. Problemas debido a los escapes de los equipos y los gases procedentes de las operaciones de voladura no se extendi a cabo. Por lo tanto, un montn de actividades podra continuar en todos los dems cavernas y tneles en grandes excavaciones intensivas y transportes y con un mnimo de retrasos debidos a las operaciones de voladura.

VI. Sistema de Monitoreo6.1 Monitoreo Infiltracin Artificial de Agua Subterrnea Durante la Construccin.Para evitar las fugas de gas una suficiente presin de poros debe ser permanente mantenido sobre las cavernas. Para asegurar una correcta elevacin del nivel fretico, la elevacin de las cavernas puede optimizado en la etapa de factibilidad, pero para el caso de monitoreo hay que realizar un mtodo artificial de inyeccin. Con una presin de poros de 35 metros de columna de agua en la roca justo sobre el techo de la caverna, con elevacin -25 metros, el nivel fretico debe ser mantenido en una cota +10 metros.Durante la construccin, es importante evitar o reducir la cada del nivel fretico de modo que bolsas de aire no sean creadas en las fracturas. Bolsas de aire locales en el macizo rocoso darn una disminucin de la presin de poro incrementando de esta forma las posibilidades de fuga de gas, el cual ser muy dificultoso de detener ms tarde por medio de inyeccin de lechada.Hay dos principales alternativas de infiltracin artificial de agua. Tneles llenados con agua y eventualmente hacer sondajes desde los tneles. Sondajes perforados desde la superficie y presurizado por medio de un sistema de tuberas de agua sobre el terreno.En Sture, un sistema con largo, sondajes de agua presurizados fue elegido primeramente para reducir la profundidad de las cavernas, el cual tiene influencia tanto en la construccin como en los costos de operacin (bombeo). El cual es mostrado en la siguiente imagen.Los sondajes fueron perforados espaciado a 11 metros a lo largo de la longitud de las cavernas, con inclinacin predeterminada con el fin de maximizar la inyeccin de agua hacia el macizo rocoso. Despus de perforar, las prdidas de agua desde cada sondaje fueron medidos en varias profundidades con el fin de ratificar a las profundidades en las cuales las prdidas de agua fueran inaceptable. Entonces establecido la longitud de la tubera segn la profundidad de inaceptable prdida de agua se inserta para revestir la zona y asegurar una contencin de agua.Adems para la eleccin del sistema ms tecno-econmicamente favorable, el tiempo de planificacin fue una consideracin primaria.Basado en la orientacin de las fracturas, la roca predominante y la distancia para los agujeros presurizados fue requerido tener un sistema de inyeccin de agua en ltimos 50 metros adelante de la cara del tnel durante la excavacin. Esto fue para asegurar que el agua de infiltracin pudiera mantener el nivel fretico, las fugas hacia el sistema de caverna debe ocurrir durante los sondajes, perforacin o tronadura. La elevacin del nivel fretico fue observada semanalmente en 50 lugares sobre y fuera del rea de la caverna. Diez de los agujeros para estas observaciones fueron establecidos tan pronto como fuera posible, frente el inicio de la excavacin.6.2 Control del Sistema Artificial de Agua Subterrnea.Despus de una detallada revisin de la informacin proporcionada por los gelogos, el sistema consiste en agujeros de 54 mm de dimetro y ms de 50 metros de longitud, que fueron diseados para asegurar que el nivel de aguas subterrneas naturales de la zona se mantenga, a pesar de la excavacin de las cavernas a continuacin, que podran fcilmente drenar el rea. La orientacin de los agujeros fue seleccionada con especial atencin al cruzar el mayor nmero de grietas y fisuras posibles en la masa de la roca.

Figura 6.1 Vista Frontal del Sistema de Cavernas donde se logra apreciar las perforaciones para inyeccin de aire.El sistema de control de aguas subterrneas para las cavernas de almacenamiento de petrleo fue establecido desde la superficie. La ventaja fue los ilimitados posibles accesos a puntos para taladrar. Un sistema de tuberas entre los agujeros y un grupo de agujeros fue organizado en zanjas.6.3 Registro del Nivel de las Aguas SubterrneasEl registro de la zona de nivel de agua debe seguir durante la vida til de la instalacin de almacenamiento. Despus del perodo de construccin, de la informacin obtenida deben ser utilizados como base para la frecuencia de los registros que debe tener lugar. Una vez al mes podra ser una frecuencia razonable. La exigencia de las autoridades respecto del nivel del agua subterrnea debe ser documentada. El reglamento de petrleo y terminales de gas da una idea clara de las restricciones a las actividades que tienen lugar dentro de la zona. Esto debe considerarse en el diseo de pozos de visita para caudalmetros y manmetros, para evitar que la recoleccin que los datos sea una tarea que implica a muchas personas y que requieren una gran cantidad de actividades adicionales. Un ejemplo es que antes de entrar en un tnel de inspeccin, las mediciones de gases deben ser realizadas por una persona con documentacin calificada.

Figura 6.3.1 Manmetro.-

Figura 6.3 Caudalimetro.-DISEO DE ALMACENAMIENTO DE CRUDO EN CAVERNAS DE ROCA EN STURE, NORUEGA

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Informe Seba