La presente tesis propone una metodología de trabajo para la estimación de peligros por flujos de escombros, cuyo desencadenamiento se produce debido a fuertes precipitaciones en las regiones con clima tropical típicas de la selva alta del Perú, y cuya componente principal en su matriz sea material granular. La finalidad del presente trabajo es proponer una alternativa para la mejora de la gestión de riesgos por flujos de escombros, de tal forma que información base necesaria se pueda simplificar en tres rubros claves: [1] topografía, [2] pluviometría y [3] características geotécnicas. Para ello, se emplearon dos modelos numéricos de base reológica diferente, como son el Kanako 2D y el Titán 2D, evaluando la precisión y predictibilidad de cada uno de ellos, además de evaluar la dificultad de su empleo en un contexto donde no existen registros históricos que detallen las características de los flujos de escombros típicos. Ello se realizó utilizando como estudio de caso las quebradas anexas al distrito de Maranura, situado en la provincia de La Convención, Cusco, Perú.

La presente tesis desarrolla la evaluación geomecánica de una mina subterránea, la cual incluye el dimensionamiento de los tajeos, secuencia de minado, optimización del relleno y recuperación del pilar puente. La evaluación realizada tiene la finalidad de asegurar la estabilidad y controlar la dilución, brindar la alternativa óptima de minado que asegure la máxima recuperación de los tajeos y pilares. Para llevar a cabo dicha evaluación, ha sido necesario ejecutar una serie de investigaciones geotécnicas correspondiente al reconocimiento geológico y estructural, mapeo geomecánico, logueo geomecánico y ensayos de laboratorio, que permitieron caracterizar el macizo rocoso y establecer un modelo geomecánico; asimismo, se evaluaron y determinaron las condiciones de esfuerzos in-situ. Como parte de la evaluación se realizaron una serie de retroanálisis de los tajeos explotados y del tipo de relleno empleado para identificar las variables y parámetros geomecánicos que permitan determinar la sobre-excavación de tajeos respecto a lo planeado, tanto en las paredes laterales (ELOS), como en el techo de los tajeos (altura de falla), identificando los parámetros más críticos que puedan generar inestabilidad. Se realizó el dimensionamiento óptimo de tajeos y el diseño de sostenimiento con cable bolting. Para ello, se recurrió a los métodos empíricos, tales como la gráfica de estabilidad modificada, que analiza la estabilidad del tajeo por medio del equivalente lineal de sobrerotura de las paredes laterales de paredes (ELOS). Asimismo, se realizó el diseño de cable bolting mediante el análisis cinemático y método de la cuña máxima para el techo o corona de los tajeos, y el análisis empírico para la caja techo de los tajeos. Asimismo, se diseñó una secuencia de minado del tipo secuencial, ascendente, piramidal y en retirada, la cual permite asegurar la estabilidad global y mejorar la redistribución de esfuerzos. En cuanto al modelamiento numérico, se consideraron las nuevas dimensiones obtenidas a partir de la optimización de los tajeos y la secuencia de minado propuesta; así como, la evaluación de la recuperación del pilar puente. Para desarrollar el modelamiento numérico, se utilizó el software especializado Map3D, el cual utiliza método de elementos de borde y permite analizar esfuerzos, deformaciones y factores de seguridad en excavaciones mineras. Además, se plantea un diseño conceptual para la recuperación del pilar puente, dicha evaluación incluyó el modelamiento numérico y secuencia de extracción de los bloques del nivel inferior a dicho pilar. Una parte importante del proceso de estabilización es el relleno, el cual permite la recuperación de los tajes secundarios, por tal motivo se realizó el análisis del relleno en pasta, su comportamiento a través del tiempo y requerimiento de resistencia del mismo. Para ello, se plantean una serie de recomendaciones y planes de ensayos de resistencia para determinar la dosificación óptima que cumpla con los requerimientos necesarios establecidos por la presente tesis.

La Compañía minera propietaria de la Mina Raúl (CMC), desea evaluar la calidad del macizo rocoso para la profundización de la mina en el sector de la Veta Falla-Norte. La mina se ubica en el paraje denominado Loma de Vinchos, anexo de Bujama Alta, dentro de la jurisdicción del distrito de Mala, provincia de Cañete, departamento de Lima. Con este fin se realizó el estudio geomecánico consistente en la evaluación del estado actual de la mina, la ejecución de investigaciones geomecánicas básicas y la evaluación de las características geomecánicas, así como de las aberturas y dimensionamiento de pilares, de manera de asegurar condiciones adecuadas de estabilidad de las cajas en las excavaciones asociadas al minado de la profundización en el sector de la Veta Falla-Norte. Para el presente estudio se inspeccionaron los By Pass, las ventanas de acceso a los tajeos, ubicados en la caja piso, en los distintos niveles de la Veta Falla-Norte (Nv -175, Nv-215, Nv-255 y Nv-300). En vista que el acceso a la caja techo es limitado, sólo se logró acceder a los cruceros XC_5225_N y XC_5116_N, donde se hicieron mapeos geomecánicos por el método de línea de detalle. Desde el punto de vista geomecánico, se observó un aspecto resaltante que es el de la presencia de una gran cantidad de tajeos vacíos dejados por el método de explotación, “shrinkage”, en diferentes zonas de la mina, lo que estaba creando inestabilidad en las excavaciones existentes. El objetivo del estudio consistió en evaluar las condiciones geotécnicas actuales de la mina en los niveles Nv. -175, Nv. -215, Nv. -255 y Nv. -300 en el sector de la Veta Falla-Norte y estimar las condiciones geotécnicas de la mina si se profundizara 200 metros del nivel actual de explotación (Nv. -300) en el mismo sector. Los alcances del estudio contemplaron la ejecución de los siguientes trabajos: - Revisión de toda la información geológica-geotécnica disponible: estudios geológicos, estudios geomecánicos, estudios hidrogeológicos, planos topográficos, planos geológicos, planos geomecánicos, etc. - Evaluación de las características y condiciones geológicas y geomecánicas actuales de las labores subterráneas indicadas por CMC en los niveles Nv. -175, Nv. -215, Nv. -255 y Nv. -300 en el sector de la Veta Falla-Norte. - Trabajo de campo para el mapeo geológico-geomecánico en detalle de las unidades litológicas y geoestructurales a nivel local, ensayos de campo para determinar la resistencia y toma de muestras para los ensayos de laboratorio. - Logueo geomecánico de los testigos de perforaciones ejecutados en el sector de la Veta Falla-Norte. - Inspección geológica y geomecánica preliminar a los niveles superiores para tomar información necesaria para el modelo geomecánico. - Supervisión de los ensayos de laboratorio. - Caracterización del macizo rocoso sobre la base de la información litológica obtenida por las perforaciones y/o estudios realizados previamente por CMC. - Zonificación estructural del macizo rocoso y determinación de los parámetros geomecánicos para el análisis correspondiente. - Evaluación de las condiciones geomecánicas de la mina si se profundizara 200 metros del nivel actual de explotación (Nv. -300) en el mismo sector. Con toda la información geomecánica levantada en campo se pudo recomendar las dimensiones óptimas de los tajeos para una dilución ELOS de 0.5-1m, así como las dimensiones de los pilares puente y los pilares costilla, tanto como la zona actual de explotación como la de la futura profundización.

En este trabajo se estudia el uso de las nubes de puntos en 3D, es decir, un conjunto de puntos en un sistema de referencia cartesiano en R3, para la identificación y caracterización de las discontinuidades que afloran en un macizo rocoso y su aplicación al campo de la Mecánica de Rocas. Las nubes de puntos utilizadas se han adquirido mediante tres técnicas: sintéticas, 3D laser scanner y la técnica de fotogrametría digital Structure From Motion (SfM). El enfoque está orientado a la extracción y caracterización de familias de discontinuidades y su aplicación a la evaluación de la calidad de un talud rocoso mediante la clasificación geomecánica Slope Mass Rating (SMR). El contenido de la misma está dividido en tres bloques, como son: (1) metodología de extracción de discontinuidades y clasificación de la nube de puntos 3D; (2) análisis de espaciados normales en nubes de puntos 3D; y (3) análisis de la evaluación de la calidad geomecánica de taludes rocoso mediante la clasificación geomecánica SMR a partir de nubes de puntos 3D. La primera línea de investigación consiste en el estudio de las nubes de puntos 3D con la finalidad de extraer y caracterizar las discontinuidades planas presentes en la superficie de un macizo rocoso. En primer lugar, se ha recopilado información de las metodologías existentes y la disponibilidad de programas para su estudio. Esto motivó la decisión de investigar y diseñar un proceso de clasificación novedoso, que muestre todos los pasos para su programación e incluso ofreciendo el código programado a la comunidad científica bajo licencia GNU GPL. De esta forma, se ha diseñado una novedosa metodología y se ha programado un software que analiza nubes de puntos 3D de forma semi-automática, permitiendo al usuario interactuar con el proceso de clasificación. Dicho software se llama Discontinuity Set Extractor (DSE). El método se ha validado empleando nubes de puntos sintéticas y adquiridas con 3D laser scanner. En primer lugar, este código analiza la nube de puntos efectuando un test de coplanaridad para cada punto y sus vecinos próximos para, a continuación, calcular el vector normal de la superficie en el punto estudiado. En segundo lugar, se representan los polos de los vectores normales calculados en el paso previo en una falsilla estereográfica. A continuación se calcula la densidad de los polos y los polos con mayor densidad o polos principales. Estos indican las orientaciones de la superficie más representadas, y por tanto las familias de discontinuidades. En tercer lugar, se asigna a cada punto una familia en dependencia del ángulo formado por el vector normal del punto y el de la familia. En este punto el usuario puede visualizar la nube de puntos clasificada con las familias de discontinuidades que ha determinado para validar el resultado intermedio. En cuarto lugar, se realiza un análisis cluster en el que se determina la agrupación de puntos según planos para cada familia (clusters). A continuación, se filtran aquellos que no tengan un número de puntos suficiente y se determina la ecuación de cada plano. Finalmente, se exportan los resultados de la clasificación a un archivo de texto para su análisis y representación en otros programas. La segunda línea de investigación consiste en el estudio del espaciado entre discontinuidades planas que afloran en macizos rocosos a partir de nubes de puntos 3D. Se desarrolló una metodología de cálculo de espaciados a partir de nubes de puntos 3D previamente clasificadas con el fin de determinar las relaciones espaciales entre planos de cada familia y calcular el espaciado normal. El fundamento novedoso del método propuesto es determinar el espaciado normal de familia basándonos en los mismos principios que en campo, pero sin la restricción de las limitaciones espaciales, condiciones de inseguridad y dificultades inherentes al proceso. Se consideraron dos aspectos de las discontinuidades: su persistencia finita o infinita, siendo la primera el aspecto más novedoso de esta publicación. El desarrollo y aplicación del método a varios casos de estudio permitió determinar su ámbito de aplicación. La validación se llevó a cabo con nubes de puntos sintéticas y adquiridas con 3D laser scanner. La tercera línea de investigación consiste en el análisis de la aplicación de la información obtenida con nubes de puntos 3D a la evaluación de la calidad de un talud rocoso mediante la clasificación geomecánica SMR. El análisis se centró en la influencia del uso de orientaciones determinadas con distintas fuentes de información (datos de campo y técnicas de adquisición remota) en la determinación de los factores de ajuste y al valor del índice SMR. Los resultados de este análisis muestran que el uso de fuentes de información y técnicas ampliamente aceptadas pueden ocasionar cambios en la evaluación de la calidad del talud rocoso de hasta una clase geomecánica (es decir, 20 unidades). Asimismo, los análisis realizados han permitido constatar la validez del índice SMR para cartografiar zonas inestables de un talud. Los métodos y programas informáticos desarrollados suponen un importante avance científico para el uso de nubes de puntos 3D para: (1) el estudio y caracterización de las discontinuidades de los macizos rocosos y (2) su aplicación a la evaluación de la calidad de taludes en roca mediante las clasificaciones geomecánicas. Asimismo, las conclusiones obtenidas y los medios y métodos empleados en esta tesis doctoral podrán ser contrastadas y utilizados por otros investigadores, al estar disponibles en la web del autor bajo licencia GNU GPL.

Geólogo / En minería subterránea, los problemas de inestabilidad de las excavaciones dependen esencialmente de los esfuerzos y de las características del macizo rocoso. Los esfuerzos se asocian a la condición in situ (profundidad, tectonismo, otros) y a los inducidos por las mismas excavaciones (tamaño y forma). En relación al macizo rocoso, son importantes las características del material o roca intacta, pero sobre todo las características geométricas y mecánicas del arreglo estructural. Se ha observado que en las grandes inestabilidades geomecánicas en mina El Teniente (explosiones de roca y cuñas) existe un importante control estructural, en muchos casos definido por estructuras geológicas sub paralelas a las excavaciones (González & Brzovic, 2015), de trazas menores a los estándares de mapeos mina y/o muy difíciles de observar en ellos. Dentro las características mecánicas y geométricas de las estructuras geológicas, el tamaño o largo también es una de las más importantes y a su vez más difíciles de observar por su intrínseca característica 3D (observaciones en sondajes 1D, afloramiento rocoso o cara de una excavación 2D). Para resolver el tamaño de las estructuras geológicas en torno a las excavaciones, la literatura especializada en geología estructural ha avanzado con el desarrollo y la construcción de lo que se ha denominado el Arreglo Estructural en 3D o Discrete Fracture Network (DFN). El DFN, en relación a largo de las estructuras geológicas, se basa en las relaciones matemáticas de observaciones en 2D y la propiedad 3D tamaño de las mismas, desarrollada por Warburton (1980). Trabajos previos realizados en Mina El Teniente, basados en la construcción de modelos estocásticos del arreglo estructural, han establecido un tamaño medio de las estructuras geológicas (vetillas tipo stockwork) de 1,0 m para una distribución lognormal y de 0,9 m para un distribución exponencial en la roca dacita (Brzovic y Herrera, 2011). Es de esperar que esta característica geológica del stockwork presente variaciones a lo ancho y largo del yacimiento. En este trabajo se presenta una metodología que permite la construcción de modelos de DFN a partir de la información obtenida del mapeo de estructuras mediante el uso de la fotogrametría digital en el software 3DM Analyst. En otras palabras, se construye un modelo DFN, definido por parámetros básicos, que se ajusta a las propiedades observadas en fotografías digitales 3D de los desarrollos (Mapeos). Estos parámetros básicos corresponden a: i) Distribución de Orientaciones, ii) Distribución de Tamaños, e iii) Intensidad de Fracturamiento P_32 (m^2/m^3). La distribución de orientaciones se simula mediante la técnica de remuestreo estadístico Bootstrap (Efron, 1979), la distribución de tamaños mediante la aplicación del método Simulated Sampling (La Pointe et al., 1983), y la Intensidad de Fracturamiento mediante la correlación existente entre distintas medidas de intensidad, P_21 (m/m^2) y P_32 (m^2/m^3) (Dershowitz & Herda, 1992). Los análisis de detalle para 70 fotografías o imágenes 3D de los túneles en mina El Teniente en los niveles actuales de explotación (Mina Reno y Esmeralda) se realizaron para distintos tamaños de corte de largo de traza observado de las estructuras geológicas (Truncation bias). Los resultados permiten decir que la intensidad de fracturamiento, orientación y distribución de largos de las estructuras geológicas varían disparo a disparo con rangos específicos de P32 entre 2 y 7 m2/m3 para un tamaño de corte mínimo de 0,5 m en roca Cmet. Estos resultados permiten estudiar también las características geológicas propias del stockwork y su aplicación a la estabilidad de las excavaciones. De hecho, la metodología propuesta entrega además un criterio para definir las características del arreglo estructural (DFN) entorno a las excavaciones.

Esta tesis se titula "Reducción de los Costos Operativos en mina, mediante la optimización de los estándares de las operaciones unitarias de Perforación y Voladura" y tiene como objetivo exponer la factibilidad de la reducción de los costos operativos en una empresa minera, aplicando para ello estándares óptimos de trabajo en las principales operaciones unitarias de minado que son la perforación y voladura, asegurando de esta manera el éxito de todo el ciclo de minado. Éxito que se logra con un sistema de control y medición exhaustiva de las operaciones y que se sintetizan en la supervisión y capacitación continua en lo concerniente a la aplicación de estándares óptimos de trabajo en la operación. La implementación y aplicación continua de estos estándares de trabajo aseguran una operación económicamente más rentable, permiten tener un orden y estandarización de las operaciones e intensifica la seguridad en los trabajos. Sumándose a ello un "cambio" y compromiso del personal por mejorar el desempeño de su trabajo. El desarrollo de este trabajo expone inicialmente la situación de una mina ejemplo donde no existe un adecuado sistema de productividad, control y reducción de costos operativos mina y de optimización de las operaciones de minado en función a estándares objetivos de trabajo, obteniéndose un primer diagnostico de la situación mediante la supervisión y control en campo de las operaciones y la revisión de los presupuestos existentes de las operaciones y proyectos. La segunda etapa consiste en la propuesta de estándares objetivos de trabajo en función a estudios y pruebas ingenieriles relacionados al método de explotación de minado, la perforación y voladura idónea, el análisis de costos, la mecánica de rocas y a la seguridad laboral, considerando a todas las etapas del trabajo en mina como procesos que integran un solo sistema en el cual las operaciones de perfo.ración y voladura son el núcleo básico del sistema. Finalmente se exponen los beneficios que se obtienen con la implementación y el control continuo de los estándares adecuados de trabajo, beneficios reflejados en una reducción de los costos directos operativos y en general de todos los costos de las diversas áreas que integran una mina, acotándose como una de las recomendaciones la vital importancia que representa la capacitación continua al personal en las técnicas de perforación y voladura y sobretodo el rol que juegan estas como el núcleo de todo el sistema, del mismo modo la importancia de la motivación y retroalimentación al personal que ejecutan este núcleo sobre los avances que se obtienen y lo importante de su desempeño.

Se ha observado una cantidad considerable de análisis de estabilidad de taludes en macizos rocosos en los que se considera el Índice de Resistencia Geológica GSI obtenido a nivel de afloramientos como dato de entrada para definir la resistencia del macizo rocoso. Este procedimiento no se considera adecuado cuando la escala del afloramiento rocoso y la escala del talud analizado es significativamente diferente, tal como ocurre por ejemplo en los taludes de un tajo abierto, dando como resultado una sobrestimación de la resistencia del macizo rocoso en los análisis mencionados. Por este motivo, y ante una ausencia de criterios para reducir el valor del GSI en función de la escala de análisis, en la presente tesis se propone una versión modificada del Índice GSI, denominado GSIe o “GSI escalado”. Para definir una expresión que permita obtener directamente el valor del GSIe en función de las características del macizo rocoso, se han realizado análisis de estabilidad en una serie de taludes hipotéticos mediante dos enfoques: el primero considera que el macizo rocoso es un medio discontinuo conformado por bloques de roca intacta independizados por las discontinuidades; y el segundo considera que el macizo rocoso es un medio continuo equivalente caracterizado por el índice GSI escalado, el cual permite obtener un factor de seguridad y una superficie de rotura similares a lo obtenido con el primer enfoque. Con los resultados obtenidos, se ha propuesto una formulación para obtener el valor de GSIe, definida en función de la altura del talud, el espaciamiento entre fracturas, la resistencia de la roca, la persistencia y la condición de las discontinuidades. Finalmente, se ha validado la formulación propuesta aplicándola en cinco casos de taludes mineros en los cuales se ha producido la rotura. / A considerable amount of slope stability analysis has been observed in jointed rock masses in which the GSI (Geological Strength Index) estimated at the outcropping level is considered input data to define the rock mass strength. However, this procedure is unsuitable when the rock outcrop scale and the slope scale are significantly different (e.g., open pit slopes), resulting in an overestimated rock mass strength. For this reason, and in the absence of criteria to modify the GSI based on the scale effects, in this research, a new GSI version is proposed, called GSIe or "scaled GSI". To define an expression for obtaining the GSIe in terms of the rock mass properties, comparative stability analyzes were conducted in a series of hypothetical slopes using two approaches: the first considers the rock mass as a discontinuous medium of rock blocks separated by discontinuities; the second considers the rock mass as an equivalent continuous medium characterized by a scaled GSI. For the adequate scaled GSI value, evaluated in each analyzed slope, a safety factor and a failure surface are similar in both approaches. In conformity with the results, a GSIe formulation in terms of the slope height, the spacing, the intact rock strength, the persistence, and the joint conditions has been proposed. Finally, the formulation was validated by applying it in five cases of mining slopes where the failure occurred.

Geólogo / El comportamiento mecánico del macizo rocoso de la mina El Teniente es deter-minado en gran medida por sus abundantes vetillas cuya resistencia menor a la de la roca intacta incide en la estabilidad y fragmentación de la roca. En este contexto se enmarca la presente memoria de título, en la cual se estudia el comportamiento de veti-llas ante ensayos de tracción directa y la influencia que ejercen sus características so-bre su resistencia y deformación. Se analizó el resultado de 19 ensayos de tracción directa en vetillas realizado en IDIEM y de 2 ensayos previos del SP Technical Research Institute of Sweden. Las re-sistencias a la tracción y forma de ruptura fueron graficadas versus porcentaje de mine-rales duros, espesor, rugosidad y ángulo de vetilla con respecto al plano ortogonal a la dirección del esfuerzo aplicado. La deformación de las vetillas fue caracterizada por el strain total, el stress del punto de fluencia, el módulo de elasticidad y módulo secante en el punto de 50% de esfuerzo aplicado y módulo secante en el 50% de deformación. Estos parámetros fueron igualmente graficados en función de las características de la vetilla recién mencionados. Los resultados del análisis muestran que las vetillas de calcopirita tienden a tener menor resistencia a la tracción directa que vetillas de pirita de 1-4 mm de espesor. Por otro lado, las vetillas de pirita de mayor espesor tienen menor resistencia, mientras que la situación de las de calcopirita según el espesor no es clara. El JRC no mostró influencia en la resistencia, incluso en las vetillas más inclina-das. Por su parte, el ángulo de la vetilla con respecto al plano ortogonal a la dirección del esfuerzo tampoco muestra mayor incidencia en la resistencia a la tracción. Las relaciones encontradas fueron comparadas con resultados de ensayos de tracción indirecta realizados anteriormente. Ambos ensayos coinciden en que la pre-sencia de minerales duros tiende a aumentar la resistencia y en que la ruptura suele darse por el medio del relleno de la vetilla. En cuanto a la deformación, se tiene que el comportamiento elástico en vetillas de calcopirita y pirita se mantiene hasta stress aplicado de 0,2-0,5 MPa. El módulo de elasticidad y módulos secantes presentan valores mayores en vetillas de calcopirita que en las de pirita, por lo que son más rígidas. La deformación total, es menor en vetillas de calcopirita y parece aumentar en vetillas de mayor espesor y menor ángulo. Finalmente, se concluye que las características microscópicas de las vetillas, como el tamaño y forma de los cristales, también pueden influir en su comportamiento ante esfuerzos de tracción y que es necesario contar con datos de más ensayos para obtener mejor información de los parámetros estudiados.

Autor no autoriza el acceso a texto completo de su documento hasta el 5/5/2021. / Ingeniero Civil de Minas / En minas explotadas por el método de panel caving convencional, la ocurrencia de eventos tales como colapsos o estallidos de roca ha sido frecuente a lo largo de la historia. Ambas situaciones conducen a pérdidas productivas y a un aumento de los costos, puesto que se debe desarrollar un proyecto de contingencia para recuperar las reservas afectadas. Los eventos sísmicos son propios del proceso de caving. Sin embargo, en algunos casos existe una anomalía donde la cantidad de sismos supera los valores normales. Esta anomalía ocurre como consecuencia de la inestabilidad geomecánica insostenible del sector afectado. El caso de estudio en este trabajo, comprende la recuperación del frente de hundimiento del sector Centro-Fw de la mina Reservas Norte, División El Teniente, luego de un evento geomecánico ocurrido en el mes de marzo del año 2014. Cabe destacar que en este caso se pudo evitar que los daños aumentaran y causaran el colapso de las galerías de la mina. El principal objetivo de este estudio es documentar la recuperación de un sector, que se vio afectado por daños geomecánicos severos en las galerías del nivel de hundimiento, y cuyo resultado principal fue permitir la continuidad de la variante de explotación y evitar que se genere un colapso. Para abordar este trabajo se debió caracterizar detalladamente el caso de estudio, para identificar las actividades claves en este. Así, se realizó un ordenamiento y análisis de los hechos, que permitió documentar de manera clara los aspectos relevantes para la recuperación del sector estudiado. Gracias a las actividades realizadas fue posible reiniciar el frente de hundimiento y, más importante aún, se pudo continuar con el sistema de explotación, sin necesidad de implementar una variante en este. El diseño de la solución y la planificación de la extracción, resultaron posibles gracias al sistema de extracción del sector (variante convencional). Esto genera una ventaja para la variante convencional de panel caving, la cual se puede considerar para la elección del método de explotación en proyectos futuros. Así, dadas las actividades claves identificadas en el caso de estudio y considerando el éxito en el trabajo realizado, se listan las actividades claves para afrontar daños geomecánicos severos ubicados por delante del frente de hundimiento. Estas actividades claves generan una importante fuente de información, en caso de la ocurrencia de eventos similares en un futuro. Dentro de las actividades claves identificadas en el caso de estudio, se realiza una recomendación con respecto al diseño de la solución, específicamente en el diagrama de perforaciones. Esta modificación implica reducir el largo de las perforaciones realizadas desde el nivel de producción, permitiendo disminuir costos y tiempo de desarrollo.

Entre los parámetros de cálculo más importantes en la Mecánica de Rocas, se encuentra la Resistencia a Comprensión Simple, como un valor que nos ayuda a la caracterización y estudio del comportamiento de los macizos rocosos. Contar con una buena correlación entre el ensayo de Carga Puntual (PLT) y de Resistencia a Compresión Simple (RCS) puede ser de gran importancia, pues se obtienen beneficios por la realización de ensayos más rápidos y económicos, que pueden aportar la misma seguridad en los cálculos de estructuras y actuaciones en macizos rocosos. Un paso previo para poder aplicar dicha correlación es disponer de un buen método de determinación de la Resistencia a la Carga Puntual. Esa correcta determinación es bastante confiable cuando se dispone de un número suficiente de ensayos con probetas de la misma naturaleza, pero habitualmente no es así y debe aplicarse un factor de corrección por tamaño F=(De / 50)? , con un ? = 0,45. En el presente trabajo se estudia la adecuación de dicho factor y se inicia el estudio de un factor alternativo, para el que se propone una expresión en la que el exponente ? es del tipo ?* = C1 - C2 x Is(50),F, donde Is(50),F es el índice de resistencia a la Carga Puntual obtenido con el factor F normativo. También, es importante conocer antes de realizar los ensayos de PLT, las dimensiones óptimas de las probetas (relación L / D) para una adecuada aplicación de la carga (P). El trabajo se centra en las Calizas de la Comunidad Valenciana (España) porque representan un porcentaje muy elevado de las rocas existentes en esa comunidad. Para su ejecución se han realizado más de 700 ensayos in-situ y en laboratorio, de los cuales 346 son ensayos de PLT, 45 ensayos de RCS y el resto son determinaciones de otros parámetros caracterizadores como son: peso específico y porosidad, durabilidad al desmoronamiento (Slake-Durability), velocidad ultrasónica, etc. / Galván Ceballos, MA. (2011). Estudio del ensayo a carga puntual en materiales calizos de la Comunidad Valenciana. Propuesta de modificación del factor de corrección por tamaño y correlación del ls(50) con la Resistencia a Compresión Simple [Tesis doctoral no publicada]. Universitat Politècnica de València. https://doi.org/10.4995/Thesis/10251/10526 / Palancia