Informe Final Diseño Subte (Wulasky)

7/17/2019 Informe Final Diseño Subte (Wulasky)

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PROYECTO SUBTERRÁNEOGEOMECÁNICA MINERÍA POR HUNDIMIENTO

INDICE

1 INTRODUCCIÓN.................................................................................................................6

2 OBJETIVOS..........................................................................................................................8

2.1 PRINCIPAL ...................................................................................................................................................8 2.2 SECUNDARIOS .............................................................................................................................................8

3 ALCANCES...........................................................................................................................9

4 SOFTWARES UTILIZADOS............................................................................................ 11

4.1 DIPS: .........................................................................................................................................................11 4.2 ROCLAB: ...................................................................................................................................................11 4.3 AUTOCAD 2008:........................................................................................................................................12

4.4 UNWEDGE 3.005:.......................................................................................................................................12 4.5 MICROSOFT EXCEL: ..................................................................................................................................12 4.6 PHASE

2 6.004:............................................................................................................................................12

5 ANTECEDENTES DISPONIBLES .................................................................................. 13

6 ANTECEDENTES GENERALES DE LA UBICACIÓN DEL YACIMIENTO .......... 14

6.1 UBICACIÓN Y CARACTERÍSTICAS GEOGRÁFICAS.......................................................................................14 6.1.1 Relieve........... .......... ........... .......... ........... .......... ........... .......... ........... .......... ........... .......... ........... ......... 14 6.1.2 Clima ...................................................................................................................................................14 6.1.3 Hidrografía .......... .......... ........... .......... ........... .......... ........... .......... ........... .......... ........... .......... ........... ..14 6.1.4 Sismología............................................................................................................................................15

6.2 CARACTERIZACIÓN GEOLÓGICA Y GEOTÉCNICA ........................................................................................16 6.2.1 Litología del yacimiento ........... .......... ........... .......... ........... .......... ........... .......... ........... .......... ........... ..16 6.2.2 Alteración. ........... .......... ........... .......... ........... .......... ........... .......... ........... .......... ........... .......... ........... ..16 6.2.3 Mineralización. ........... .......... ........... .......... ........... .......... ........... .......... ........... .......... ........... .......... ......16

6.3 GEOLOGÍA ESTRUCTURAL .........................................................................................................................17 6.3.1 Estructuras...........................................................................................................................................17

7 GEOTECNIA.......................................................................................................................18

8 CARACTERIZACIÓN GEOMECÁNICA ...................................................................... 20

8.1 MACIZO ROCOSO: .....................................................................................................................................20

9 ESTADO TENSIONAL IN-SITU...................................................................................... 20

10 DESCRIPCIÓN DEL MÉTODO DE EXPLOTACIÓN ................................................. 21

10.1 PRINCIPIO DEL HUNDIMIENTO ...................................................................................................................22 10.2 PARÁMETROS QUE INCIDEN EN EL FLOJO GRAVITACIONAL........................................................................23 10.3 DISEÑO DE LA MALLA DE EXTRACCIÓN .....................................................................................................24




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11 DISEÑO Y ORIENTACIÓN DE GALERÍAS ................................................................. 25

11.1 ORIENTACIÓN DE GALERÍAS ......................................................................................................................27 11.2 ESFUERZOS INDUCIDOS POR LAS EXCAVACIONES......................................................................................31

12 ANÁLISIS DE ESTABILIDAD DE LOS PILARES ....................................................... 34

12.1 METODOLOGÍA DE HOEK & BROWN..........................................................................................................36 12.2 METODOLOGÍA DE STACEY & PAGE..........................................................................................................38

13 EVALUACIÓN DE LA HUNDIBILIDAD. ...................................................................... 41

14 ANÁLISIS DE SUBSIDENCIA ......................................................................................... 45

15 PARÁMETROS DE DISEÑO............................................................................................ 48

15.1 ANÁLISIS DE INESTABILIDAD EN GALERÍA DE PRODUCCIÓN .....................................................................49 15.2 ANÁLISIS DE INESTABILIDAD EN GALERÍA ZANJA.....................................................................................51

16 FORTIFICACIÓN .............................................................................................................. 5317 CONCLUSIONES...............................................................................................................56

18 RECOMENDACIONES.....................................................................................................60

19 REFERENCIAS .................................................................................................................. 62




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1 Introducción

El desarrollo de cualquier obra de ingeniería, requiere de un conocimiento previo de su medio detrabajo. Debido a esto, una primera etapa dentro de cada diseño, corresponde a la caracterizacióndel entorno en el cual se realizará la actividad.

Particularmente en minería, se trabaja sobre un medio complejo: roca, la cual a nivel micro secompone de minerales que difieren en sus propiedades, y por lo tanto, en su comportamientomecánico; mientras que a mayor escala, posee discontinuidades, las cuales generalmenteprovocan una disminución en los parámetros de resistencia del macizo, y por otro lado, adhierencierta direccionalidad a estos.

Los procesos de formación de las rocas son variables, los parámetros que intervienenfundamentalmente en su desarrollo son presión y temperatura, y ya que estos presentangradientes que responden principalmente a la profundidad, se distinguirán comúnmente en unperfil, distintos tipos de litologías. En adición a lo anterior, deben tomarse en cuenta todos los

procesos de alteración, hayan ocurridos estos simultáneamente, o con posterioridad a laformación principal.

Considerando lo recientemente expuesto, se realizó en la primera etapa el desarrollo del proyectosubterráneo: “Geomecánica Minería por Hundimiento”, la caracterización geológica, geotécnicay geomecánica de un sector que presenta cierto beneficio, y que por lo tanto, requiere delconocimiento y establecimiento de unidades que presenten un comportamiento, en términosmecánicos, similar. Estas unidades son denominadas unidades geotécnicas, y en este presenteinforme se desarrollara su caracterización en profundidad.

El procedimiento que se lleva a cabo para la obtención de las propiedades geomecánicas de estas

unidades geotécnicas debe fundamentarse, primero, en la composición mineralógica de la roca;luego, en el comportamiento mecánico y propiedades de resistencia a nivel de roca intacta, paradespués; en conjunto con la traza estructural presente, conformar el macizo rocoso “típico” de lascondiciones de formación.

Esta caracterización y definición de las unidades geotécnicas es de vital importancia en el diseñodel sistema de explotación. En este caso particular, un hundimiento, el cual puede serdesarrollado por Sub Level Caving, Block Caving o Panel Caving, en cualquiera de susvariantes. Esto, porque distintas calidades de macizo, presentan disposiciones diferentes frente alhundimiento. A nivel muy general, se puede mencionar que macizos rocosos demasiadocompetentes, son menos factibles de hundir.

Por otro lado, en minería subterránea, es de suma relevancia el estudio de las condiciones deesfuerzos pre minería actuantes en la roca. Esto, debido a los elevados niveles que alcanzan aaltas profundidades, y la inestabilidad asociada que esto trae. Un conocimiento detallado de estascondiciones, permite predecir, con un buen nivel de confiabilidad, la redistribución del estadotensional que se producirá al realizar minería.




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A continuación, se muestra el desarrollo de esta primera etapa, correspondiente a lacaracterización de las distintas unidades geotécnicas y por otro lado, se establecen lascondiciones de esfuerzos in situ existentes. Todos estos aspectos resultan esenciales para laelección del sistema de explotación, desarrollo del diseño minero y la explotación delyacimiento.




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2 Objetivos

2.1

Principal

Dentro de esta fase del proyecto, el principal objetivo es:

Caracterizar bajo parámetros geológicos, geotécnicos y geomecánicos el macizo rocoso aexplotar.

2.2 Secundarios

Para lograr la tarea principal mencionada recientemente, se han establecido las siguientesactividades:

Estimación de propiedades geomecánicas, parámetros de resistencia y calidadgeotécnica de los diferentes sistemas estructurales y macizo rocoso.

Determinación del estado tensional in situ del macizo rocoso a estudiar.

Determinar la influencia de la geografía en el diseño del proyecto.




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3 Alcances

En cuanto al desarrollo del presente estudio, es necesario considerar los siguientes alcances:

Se utilizan herramientas empíricas, analíticas y numéricas entregadas en clases yayudantías del curso Geomecánica Aplicada, dictado en la Universidad de Santiago deChile, segundo semestre de 2007, y que tiene como profesor en su cátedra a señor JaimeDíaz A., y como ayudante a la señorita Daniela Villegas.

Como apoyo, se usan los siguientes programas computacionales: Dips, RocLab yAutocad.

El Proyecto se sucede bajo un nivel de Ingeniería Conceptual1, por lo que los resultadosque se resumen a continuación deben ser estudiados, analizados y discutidos en lasposteriores etapas de Ingeniería Básica y de Detalle.

Se aplica el conocimiento adquirido desde papers entregados como lecturas seleccionadasen clases, y desde la literatura referente a la Mecánica de Rocas, obtenida principalmenteen la Biblioteca del Departamento de Ingeniería de Minas de la Universidad de Santiagode Chile.

El estudio conceptual, es, fundamentalmente, la definición del problema, lo que requiereconocimiento tecnológico junto con el de las especificaciones de los clientes. Además es laprimera etapa de un proyecto, después de que se ha planteado su necesidad. Durante laingeniería conceptual se define el proceso, esto a través de expertos (ingenieros con experiencia).

Durante esta etapa se definen, de una manera preliminar, aspectos como los siguientes:* Capacidad requerida para la instalación.* Ubicación aproximada.* Área física de la instalación.* Costo de inversión.* Costo de mantenimiento.* Rentabilidad de la inversión.* Previsión para ampliaciones futuras.* Disposición general de los equipos en el área de la planta.* Diagrama de flujo de los procesos principales.

* Estudio de vías de acceso.* Requerimientos de los servicios públicos o determinación de producción propia.

Además permite una evaluación económica cercana al 30%, y si este proyecto se considerarentable luego de todos los pasos anteriormente señalados, se continua con una ingeniería básica.

Actualmente, la evaluación de cada proyecto se sucede fundamentalmente en 4 estudios. En

1 Una nota sobre las etapas de evaluación de proyectos y el Estudio Conceptual




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orden cronológico, estos son los de Ingeniería de Perfil, Ingeniería Conceptual, Ingeniería Básicae Ingeniería de Detalle. Cabe señalar que a medida que se avanza en estas etapas, si bien escierto, se tiene una mayor certeza respecto de la evaluación requerida, como contraparte, debeconsiderarse el tiempo transcurrido para la evaluación; y por otro lado, la mayor inversiónrealizada para contar con información más detallada. Dado lo anterior, la ejecución de estos

estudios es decisión particular y depende del poder económico y de evaluación de cada empresa.

Augusto Millán, profesor titular de la Facultad de Ciencias Físicas y Matemáticas de laUniversidad de Chile, Ingeniero Civil de la mencionada casa de estudio y M. Sc. por el ImperialCollege de la Universidad de Londres, en su libro Evaluación y factibilidad de proyectosmineros, señala al respecto:

... “Las evaluaciones que llevan a tomar la decisión de seguir asignando recursos en un ProyectoMinero son aquellas que se hacen al término de las etapas que he denominado simplificadamenteEstudio Inicial (de Perfil) y el Estudio Conceptual”... ................................................................

... “La toma de decisiones de invertir en el campo de la minería siempre constituye un conjuntode fases sucesivas, las que en este texto hemos agrupado en tres etapas: el Estudio Inicial (EI), elEstudio Conceptual (EC) y el Estudio Básico (EB)”...

... “En proyectos complejos, aún cuando sean de pequeña magnitud, también es indispensable elEC y no siempre está exento de importantes errores”...




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4 Softwares utilizados

Como herramientas de apoyo para esta primera fase del proyecto, se utilizan los siguientesprogramas computacionales:

4.1

Dips:En su versión 5.041, desarrollado por Rocscience en Toronto, Canadá, con fecha Diciembre 9de 1999, es un programa diseñado para el análisis interactivo de orientaciones basado eninformación geológica. Constituye una herramienta de trabajo para diferentes aplicaciones ydiseñada tanto para usuarios con un nivel avanzado, como para novatos. Se basa en el uso dela red estereográfica tanto equiangular (Red de Wulff) como equiareal (Red de Schmidt), porlo que permite trabajar desde un punto de vista geométrico para el primer caso, y desde otroque tiene que ver con la recolección de información estructural para el segundo. Laconstrucción de esta red se realiza siguiendo las mismas técnicas que para el análisis manual,pero aprovechando las bondades del computacional, tales como la rapidez de análisisestadísticos, en este caso, pero se aprovechan las bondae, pero ser de concentraciones deestructuras (“clusters”), análisis cuantitativos y cualitativos, etc.

Los parámetros de entrada (inputs) son esencialmente el rumbo y manteo (en cualquiera desus notaciones) de la estructura en análisis, pero una serie de variables que permitancaracterizar y diferenciar distintos tipos de discontinuidades pueden ser añadidasopcionalmente.

4.2

Roclab:

En su versión 1.007, desarrollado por Rocscience en Toronto, Canadá, con fecha Junio 23 de2003, es un programa diseñado en forma paralela al criterio generalizado de Hoek & Brown(2002 Edition) y que permite al usuario, por una parte, obtener de forma rápida y fácilestimaciones para las propiedades que caracterizan el macizo rocoso, y por otra, visualizar elefecto de cambiar estos parámetros, en las envolventes de falla.

Los inputs del programa son, a nivel de roca intacta: ciσ y mi (resistencia a la compresión

uniaxial y constante de la roca (Hoek), respectivamente), los factores de escalamiento paramacizo rocoso: GSI y D (Índice Geológico de Resistencia y Factor de perturbación de la rocaasociado al desconfinamiento y el daño causado por la tronadura, respectivamente), y el valordel esfuerzo principal menor

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σ max hasta el cual se corregirá la envolvente de Hoek and

Brown para obtener los parámetros de la de Mohr-Coulomb.

Los resultados obtenidos (outputs) arrojan propiedades geomecánicas del macizo (módulo deYoung), parámetros de resistencia a la compresión uniaxial y a la tracción (a nivel de macizorocoso) y las variables que definen las envolventes de falla para los criterios de Hoek &Brown y Mohr-Coulomb.




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4.3 Autocad 2008:

Es un software orientado al apoyo de diseño gráfico y métodos gráficos de ingeniería. Elprograma posee distintas configuraciones de unidades de medición, por lo que su uso se haglobalizado.

Al igual que otros programas de Diseño Asistido por Ordenador (DAO), AutoCAD gestionauna base de datos de entidades geométricas (puntos, líneas, arcos, etc) con la que se puedeoperar a través de una pantalla gráfica en la que se muestran éstas, el llamado editor dedibujo. La interacción del usuario se realiza a través de comandos, de edición o dibujo, desdela línea de órdenes, a la que el programa está fundamentalmente orientado. Las versionesmodernas del programa permiten la introducción de éstas mediante una interfaz gráfica deusuario o en inglés GUI, que automatiza el proceso.

Como todos los programas de DAO, procesa imágenes de tipo vectorial, aunque admiteincorporar archivos de tipo fotográfico o mapa de bits, donde se dibujan figuras básicas o

primitivas (líneas, arcos, rectángulos, textos, etc.), y mediante herramientas de edición secrean gráficos más complejos. El programa permite organizar los objetos por medio de capas o estratos, ordenando el dibujo en partes independientes con diferente color y grafismo. Eldibujo de objetos seriados se gestiona mediante el uso de bloques, posibilitando la definicióny modificación única de múltiples objetos repetidos.

4.4 Unwedge 3.005:

Es un programa del análisis y de la visualización de la estabilidad 3D para las excavacionessubterráneas en la roca que contiene discontinuidades estructurales que se intersecan. Losfactores de seguridad se calculan para las cuñas potencialmente inestables y los requisitos de

ayuda se pueden modelar usando varios tipos de patrón y el empernarse y shotcrete delpunto. Utilizar Unwedge para crear rápidamente un modelo, realizar un análisis factorial deseguridad, poner el refuerzo e interpretar los resultados

4.5 Microsoft Excel:

Es un programa de hoja de cálculo escrito y distribuido por Microsoft para ordenadores,usando como sistema operativo Microsoft Windows y Apple Macintosh. Actualmente, es lahoja de cálculo más utilizada para estas plataformas y lo ha sido desde su versión 5 (1993)estando integrada como parte de Microsoft Office.

4.6

Phase 2 6.004:

Es un software diseñado para analizar como se comportan los esfuerzos para mineríasubterránea o superficies excavadas en roca o suelo. Esta herramienta puede ser usada en unamplio rango de proyectos de ingeniería, como análisis de taludes, botaderos, pilares, túneles,entre otros.




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5 Antecedentes disponibles

Para realizar el proyecto se cuenta con la siguiente información general:

Se poseen secciones que permiten definir completamente la geometría del volumen deroca que será expuesto a minería.

Se tiene información sobre la ubicación general del yacimiento.

Referente a la geología:

• Existen secciones que muestran la distribución litológica del yacimiento.

• Se conoce la mineralización de mena, la cual traerá el beneficio económico alproyecto de explotación.

• Se detalla la existencia de los distintos sistemas que conforman la geología estructuraldentro del volumen de roca a explotar.

Al respecto de la geotecnia y geomecánica.

• Se cuenta con índices de calidad geotécnica que distinguen a las unidades litológicas.

• A nivel de roca intacta, se cuenta con los resultados de ensayos de laboratorio.

• Existe una medición de estado tensional realizada en un área de interés y que permiteestimar las condiciones de esfuerzos in situ.




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6 Antecedentes Generales de la ubicación del yacimiento

6.1 Ubicación y Características Geográficas

El yacimiento se encuentra ubicado en la zona de la cuarta región de Chile, específicamente en lazona cordillerana de La Serena. Si bien no esta especificado el lugar exacto en donde seencuentra ni alguna coordenada o vías de acceso al sector, se nos da como referencia que seubica a 140 Km. de Vicuña, lugar en donde se encuentra el sector poblado mas cercano a nuestroyacimiento.Por otra parte no hay información acerca de intervenciones mineras aledañas al sector de trabajo,ni tampoco si es que nuestro proyecto se realizara en roca sin o con alteración previa.Finalmente, y a pesar de que no tenemos una ubicación exacta del sector en que se encuentra elyacimiento, es importante entregar una serie de datos geográficos de la región, los cuales nosserán de gran ayuda para la posterior etapa de caracterización geológica, geotecnia ygeomecánica.

6.1.1 Relieve

La Región de Coquimbo es llamada zona de los Valles Transversales. Presenta tres rasgos derelieve: La Cordillera de Los Andes, Depresión Intermedia y la cordillera de la costa.

6.1.2 Clima

El clima de esta región se define como de estepa con nubosidad abundante. En la costa, que esdonde se sitúa esta ciudad, domina una faja semiárida con nublados abundantes, la humedad

relativa es tan alta que alcanza un promedio de un 80 % ; allí las neblinas se intensificanlocalmente, lo que explica una vegetación más densa y la conservación de asociaciones boscosasen las colinas cercanas. Las precipitaciones comienzan a darse por encima de los 100 mm.anuales, aumentando progresivamente hacia el sur y su efecto repercute en las acumulaciones denieve cordillerana y a través de éstas, en el caudal de los ríos. La temperatura presenta pocasvariaciones en sus oscilaciones diarias y anuales.

6.1.3 Hidrografía

En el sector donde se encuentra el yacimiento a estudiar no se presenta un nivel freático, por loque no se tendrá problemas por la ocurrencia de agua en el sector.

Además podemos establecer que en la región tenemos tres grandes hoyas hidrográficas, estas sonlos tres ríos más importantes del sector que son: Elqui, el Limarí y el Choapa. Estos ríos tienencuencas exorreicas, es decir, que desembocan en el mar, y tienen un tipo de régimen mixto, loque implica que su caudal proviene de las lluvias en el invierno, y del derretimiento de los hielosacumulados en la cima de las montañas, durante los meses más cálidos.Además de los caudales superficiales, existen una serie de fuentes de agua subterránea; dentro delas cuales destacan la de Choros, Juan Soldado, Pan de Azúcar, Tongoy y Pupío.




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6.1.4 SismologíaSe consideró la posible ocurrencia de 2 tipos de eventos sísmicos en la región:Sismo de Operación, correspondiente a un sismo de magnitud moderada, pero con unprobabilidad relativamente alta de ocurrir durante la vida operacional de los depósitos deresiduos mineros.

Terremoto Máximo Probable, correspondiente a un sismo muy violento o con característicasde terremoto, pero con una probabilidad baja de ocurrir durante la vida operacional de losdepósitos de residuos mineros.Sismo de Operación:• Magnitud Richter................................................................................................. : 5.0 a 6.25• Epicentros probables : Ovalle• Profundidad focal .................................................................. : Aproximadamente 130 Km.• Duración máxima probable : 45 segundos• Aceleración horizontal máxima en superficie : 0.08 g• Probabilidad de excedencia en 50 años.........................................: Aproximadamente 15%

Terremoto Máximo Probable:• Magnitud Richter................................................................................................... : 8.0 a 8.5• Epicentros probables : Punitaqui• Profundidad focal ................................................................... : Aproximadamente 130 Km.• Duración máxima probable : 120 segundos• Aceleración horizontal máxima en superficie : 0.2 g• Probabilidad de excedencia en 100 años..................................... : Aproximadamente 10%.

De acuerdo a lo anterior, los mapas de sismología son los siguientes:

Figura 6.1. Sismicidad histórica cuarta región




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6.2 Caracterización geológica y geotécnica

6.2.1 Litología del yacimiento El proyecto explotará principalmente Andesitas. Además de otras unidades comparativamentemenores en volumen, como son el Pórfido Dacítico, Brecha Ígnea de Dacita y la Brecha

Hidrotermal de Anhidrita.

Las unidades litológicas con mayor presencia son:Unidad litológica AndesitaUnidad litológica brecha ígnea de DacitasUnidad litológica brecha hidrotermal de Anhidrita

2600

E

0

E

2 0 0

E

4 0 0

E

- 2 0 0

E

6 0 0

2400

2200

2000

Talus

Andesita gruesa

Dacita

Brecha ignead e Dacita

Diorita

Brecha de Anhidrita

Limite MENA primaria/secundaria1º 2º

2º

1º

Figura 4.3 Litología Áreas de estudio en perfil

6.2.2 Alteración.De acuerdo a la información entregada las alteraciones tanto en MENA como en estéril sonbajas.

6.2.3 Mineralización.La mineralogía primaria Pórfidos cupríferos consiste principalmente en pirita y calcopirita (aprox. 90% de los sulfuros),con menor bornita, enargita, tetrahederita y trazas de molidebnita y esfalerita.La mineralogía supérgena consiste principalmente en calcosina y covelina (enriquecimiento) y enminerales oxidados de cobre como malaquita, crisocola, atacamita, copper Wad y copper Pitchentre otros (zona oxidada).




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6.3 Geología estructural

6.3.1 Estructuras

Los dominios estructurales que estarían presentes en el área, son los dominios 4 y 6.

Estructuras Mayores del Dominio 4

Tabla 6.1Sistemas Estructurales Dominio 4

Roseta de Rumbo Set N° Relevancia Dip (°) DipDir (°)1 Menor 82 2302 Secundario 86 523 Menor 53 554 Secundario 82 1285 Principal 79 1586 Menor 51 1507 Menor 25 1528 Menor 80 3159 Secundario 77 34410 Menor 50 322

Estructuras Mayores del Dominio 6

Tabla 6.2Sistemas Estructurales Dominio 6

Roseta de Rumbo Set N° Relevancia Dip (°) DipDir (°)1 Principal 75 157

2 Secundario 46 162

3 Secundario 75 345

4 Menor 79 307

Información de Estructuras:

Dado que no existen ensayos de laboratorio que permitan obtener los valores de cohesión (c) yángulo de fricción (φ ) de las estructuras, se ve la necesidad de recurrir a bibliografía para poderobtener un valor aproximado de estas propiedades mecánicas de las discontinuidades, estosvalores son:

C = 10 – 50 KPaφ = 20° – 30°




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7 Geotecnia

Unidades Geotécnicas

Conforme con lo expuesto hasta ahora en el presente estudio, se muestran a continuación (Figura7.1) un perfil del macizo rocoso, el cual permite distinguir las diferentes unidades geotécnicasdefinidas para el proyecto.

Figura 7.1Vista Unidades Geotécnicas




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Tabla 7.3 Unidades Geotécnicas

UG Comentario RMRL90 Comentario GSI

BXIDP (66) : La mayor parte de laclasificación, se encuentra

dentro de la clase 2 B (61 –70) lo que indica una roca de calidad buena.

(71) : La roca presenta una condición medianamentefavorable de las discontinuidades y se muestra con

una intensidad media respecto al grado defracturamiento.

BXIDS (56) : La mayor parte de laclasificación, se encuentradentro de la clase 3 A (51-60) lo que indica una roca de calidad regular.

(61) : La roca presenta una condición medianamentefavorable de las discontinuidades y se muestra conuna intensidad media respecto al grado defracturamiento.

BXHA (59) : La mayor parte de laclasificación, se encuentra

dentro de la clase 3A (51-60), lo que indica una roca de calidad regular.

(63) : La roca presenta una condición medianamentefavorable de las discontinuidades y se muestra con

una intensidad media respecto al grado defracturamiento.

PD

(58) : La mayor parte de laclasificación, se encuentradentro de la clase 3A (51-60), lo que indica una roca de calidad regular.

(62) : La roca presenta una condición medianamentefavorable de las discontinuidades y se muestra conuna intensidad media respecto al grado defracturamiento.

ANDP

(54) : La mayor parte de laclasificación, se encuentradentro de la clase 3A (51-60), lo que indica una roca de calidad regular.

(57) : La roca presenta una condición bajamentefavorable de las discontinuidades y se muestra conuna intensidad media respecto al grado defracturamiento.

ANDS

(44) : La mayor parte de laclasificación, se encuentradentro de la clase 3B (41-50), lo que indica una roca de calidad regular.

(47) : La roca presenta una condición medianamentefavorable de las discontinuidades y se muestra conuna intensidad media a alta respecto al grado defracturamiento.




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8 Caracterización Geomecánica

8.1 Macizo Rocoso:Las propiedades obtenidas se basan en el escalamiento (GSI y D) de los parámetros deresistencia definidos a nivel de Roca Intacta, mediante la metodología de H & B.

Propiedades Geotecnicas de la Roca Intacta y Macizo Rocoso

Tabla 8.1Parámetros de Roca Intacta

ParámetroAndesitaPrimaria

PórfidoDacítico

AndesitaSecundaria

BrechaHidrotermalde Anhidrita

Brecha Igneade Dacita

E (GPa) 60 30 50 41 24 ν 0.16 0.18 0.12 0.10 0.23γ (Ton/m3) 2.80 2.62 2.71 2.72 2.75

n (%) 4.40 3.00 1.96 2.32 3.00UCS (MPa)) 120 110 43 102 160Vp (m/s) 6000 4800 - - -mi (18) 20.2 (16) 7.7 18σci (MPa) 118 112 65 94 130σti (MPa) 13 6 4 12 6ci (MPa) 23 19 11 19 20φ (°) 38 48 45 36 48

9 Estado Tensional In-Situ

El estado tensional se definió en base a estimaciones, y el resultado se presenta en la Tabla 9.1.

Tabla 9.1 Estado Tensional

PROFUNDIDAD (m) σV (Mpa) σ E-W (Mpa) σ N-S (Mpa) K (E-W) K (N-S) K (Prom)

400 10.8 15.1 10.26 1.4 0.95 1.175




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10 Descripción del método de explotación

El Hundimiento de Bloques o Paneles puede definirse conceptualmente como un método deexplotación basado en la gravedad combinado con esfuerzos internos de la roca, para fracturar yproducir el posterior quiebre del macizo rocoso en “trozos de roca”. El Hundimiento del macizorocoso es inducido por un conjunto de operaciones mineras tendientes a cortar la base delsostenimiento de un bloque o panel de mineral (Undercutting). Luego las fuerzas de gravedad, enorden de millones de toneladas, actúan sobre el bloque o panel para producir el desplomecompleto de este en fragmentos de una granulometría que permita facilitar el manejo y transportede los trozos de roca de acuerdo al diseño minero del correspondiente sector productivo.

En el pasado durante décadas, la “materia prima” en minas por hundimiento fue extraída desectores de enriquecimiento secundario, pero a medida que se fueron agotando estas reservas se“recurrió” al mineral emplazado en roca primaria, que se encuentra emplazado en niveles másprofundos y posee propiedades físico–mecánicas distintas al macizo rocoso secundario (másrigidez, mayor dureza, fragmentación mas gruesa y menor ley que el mineral secundario). Estos

cambios en las propiedades de la roca ha “forzado” a una evolución tecnológica del método deexplotación desde un Block Caving con un flujo gravitacional continuo de mineral a un PanelCaving con traspaso mecanizado cuasi–continuo.

El método de explotación “Panel Caving” se aplica en aquellos sectores en donde la columnamineralizada es principalmente primaria, constituyendo un quiebre tecnológico desde el punto devista de la mecanización, desarrollándose dos variantes de mecanización: una con traspaso víaequipo “LHD” y la otra variante, introducida posteriormente, que usa Martillos Picadores” en elPunto de Extracción del Nivel de Producción.

Desde el punto de vista de la secuencia de explotación, existen tres variantes del método

“Hundimiento por Paneles”: Panel Caving Tradicional, Panel Caving con Hundimiento Previo yPanel Caving con Hundimiento Avanzado, los cuales difieren en la secuencia operacional y lasdistancias de los respectivos frentes (Socavación, Hundimiento, etc.).

Figura 10.1 Panel Caving con Hundimiento Convencional.




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1. Desarrollo de galerías en niveles de producción y hundimiento2. Apertura de zanjas3. Tronadura de hundimiento4. Proceso de extracción

Figura 10.2 Abutment Stress en Hundimiento Convencional

Zona Relajada: es una zona que está desconfinada por que se encuentra bajo un área que ya hasido socavada. Dicha zona, no será afectada por el abutment stress, ya que el frente dehundimiento ya ha pasado por el lugar.

Zona de Abutment Stress: en esta zona se produce un aumento progresivo del esfuerzoproducto del avance del frente de hundimiento.

Zona de Pre-Minería: es la zona que queda adelante del frente de hundimiento y que no ha sidosocavada aún, se encuentra alejada de la zona de abutment stress. Es por esto que el estadotensional de esta zona queda definido por los esfuerzos in situ y en algunos casos por losesfuerzos inducidos por labores y desarrollos mineros de sectores adyacentes.

10.1 Principio del Hundimiento

El método de explotación por Hundimiento de Paneles consiste principalmente en un conjunto deoperaciones mineras destinadas a cortar la base de sostenimiento de un panel de mineral,asegurándose que no queden puntos de apoyo, de tal forma que la base inferior se comportecomo una viga simplemente apoyada o empotrada en sus extremos, y dejando que la acción delas fuerzas externas, principalmente la gravitacional, produzcan una primera socavación yposteriormente el desplome completo del panel, de tal manera que los fragmentos de mineralgenerados debido al progreso del hundimiento en altura sean extraídos por los puntos deextracción, generando un flujo másico gravitacional.




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Los métodos de hundimiento están gobernados por el principio de flujo gravitacional departículas, donde las partículas de mineral escurren hacia niveles inferiores dentro de unelongado elipsoide de revolución.

Diversos investigadores han estudiado los fenómenos del flujo gravitacional, sirviendo comobase para comprender los fenómenos de fracturamiento y hundimiento, y también comoherramienta de apoyo al diseño minero, específicamente para la determinación de Mallas deExtracción. Además, estos estudios ayudan a describir el fenómeno de la Dilución, el que resultade gran importancia dado su impacto sobre la recuperación de reservas mineras extraídasmediante un método de hundimiento gravitacional.

10.2 Parámetros que inciden en el flojo gravitacional

El comportamiento de la columna de material quebrado sobre un punto de extracción es función

de los siguientes parámetros:

a) Parámetros Geomecánicos : Caracterización geomecánica, tipo de roca. Granulometría. Forma de las partículas. Cohesión. Presencia de planos de debilidad del material. Coeficiente de fricción interna del material.

b) Parámetros geométricos: Geometría del Módulo de Extracción.

Dimensiones de la Abertura de Extracción. Profundidad de penetración del equipo de carguío (LHD).

c) Parámetros Operacionales: Velocidad de extracción del mineral. Secuencia de tiraje de los puntos adyacentes.

Figura 10.3 Modelo de Flujo Janelid y Kvapil de Tiraje Independiente.




24

10.3 Diseño de la malla de extracción

La malla de extracción corresponde a la disposición geométrica de los puntos destinados aextraer el mineral. Queda determinada por:

Forma como se realiza la extracción Tamaño de los fragmentos de roca a manipular Evaluación técnica-económica de alternativas

La configuración de los puntos de extracción debe perseguir la mayor regularidad geométrica,con el propósito de obtener una máxima recuperación de mineral y una mínima dilución conmaterial estéril.

Los pasos para diseñar una malla de extracción son:1) Determinación del diámetro del elipsoide de extracción2) Distribución geométrica de los elipsoides de extracción

3) Evaluación de las configuraciones geométricas4) Análisis de las potenciales mallas de extracción5) Evaluación de las distintas mallas de extracción6) Selección del tipo de malla de extracción más conveniente7) Operatización de la(s) malla(s) de extracción8) Estudio de influencia de la tercera dimensión en la malla9) Evaluación económica de la malla(s) de extracción seleccionada(s)

La malla de extracción en una vista en planta queda definida por las galerías de producción, lasgalerías de extracción y el ángulo entre ellas. Esta malla debe ser adecuada para que los equiposa utilizar puedan operar eficientemente, por lo que se debe tomar en cuenta las características y

dimensiones de los equipos a emplear para retirar el mineral de los puntos de extracción (LHD uotro).

Figura 10.4 Malla Tipo Teniente




25

11 Diseño y orientación de galerías

Comprende a las labores ubicadas en el Nivel de Hundimiento y el Nivel de Producción. Laorientación y disposición de éstas es importante por estar más expuestas a los efectos del procesode hundimiento. Su diseño debe considerar:

Geometría del cuerpo mineralizado Campo de esfuerzos in-situ Orientación de las estructuras principales Requerimientos de producción

Las calles de producción son labores subhorizontales o de baja inclinación y constituyen laboresde tráfico por donde circulan principalmente los equipos LHD. Son parte de la base del diseñodel Nivel de Producción y en una malla tipo Teniente, éstas se intersectan con las Galerías Zanjasa un ángulo de 60º.

Algunas consideraciones para su diseño son: La sección de las galerías deben ser las mínimas posibles con el propósito de disminuir

los costos de desarrollo Su orientación debe ser lo más perpendicular posible al sentido de escurrimiento de las

aguas, información que se obtiene a partir de la orientación de estructuras, especialmentelas abiertas. De esta forma, la evacuación de las aguas interfiere lo menos posible sobre lalabor

Debe ubicarse, en lo posible, alejadas de los sets estructurales, estructuras mayores o decontacto entre litologías. Se debe favorecer una orientación perpendicular entre la labor yla estructura.

Deben ser orientadas en el sentido donde exista la menor anisotropía de esfuerzos, siendoésta la condición de mayor estabilidad.

Las Galerías zanjas se disponen cruzadas a las calles de producción y se pueden apreciar treszonas principales en ellas: Zona de Acceso, que permite la entrada del equipo LHD para laextracción del mineral en las zanjas; Zona de Punto de Extracción, donde se realiza la operaciónde carguío del mineral y Zona de Batea, que es la base de la futura batea o zanja que almacenaráel mineral fragmentado.

Algunas consideraciones en su diseño son: Deben ser orientadas siguiendo la dirección del esfuerzo principal mayor Variable geomecánicas que influyen en la fortificación y uso de obras civiles para la zona

del punto de extracción: vida útil, tipo de roca, grado de abrasión del mineral, condiciónestructural, redistribución de esfuerzos en la zona, presencia de aguas ácidas, tronadurade la zanja y tronadura secundaria para descolgadura de puntos, grado de sobreexcavación.

Disposición de desquinches al pilar de producción, conocidos como curvas de alta ycurvas de baja, que se deben realizar en las esquinas de los pilares de producción parapermitir el adecuado trabajo de los equipos LHD. En la zona de intersección calle-zanja,las curvas de un mismo nombre se deben localizar en las esquinas opuestas.




26

Las Galerías de hundimiento son labores subhorizontales necesarias para la entrada de losequipos LHD para la evacuación de material y de los equipos perforadores para realizar lasocavación y hundimiento de los pilares de mineral. En un nivel de hundimiento, los distintostipos de desarrollos como calles, conexiones o cruzados zanja son de corta vida útil pues todo elnivel quedará hundido en un corto periodo de tiempo.

Para el diseño de estas labores se deben tener las siguientes consideraciones: Utilizar fortificación provisoria que aseguren las condiciones de seguridad mínimas detrabajo.

Su orientación de ser lo más perpendicular al esfuerzo principal mayor para obtener unacondición más favorable para la hundibilidad y fragmentación.

Su disposición debe ser concordante con la configuración de las galerías del nivel deproducción, a fin de llevar una secuencia de hundimiento que permita cubrir los sectoresproductivos en mejor forma. La disposición en que las galerías de hundimiento yproducción se encuentran en un mismo plano vertical, son las más usadas.

La sección de la labor dependerá de las dimensiones de los equipos a utilizar, LHD y

perforadoras, como también, y para todo tipo de labor, de la competencia de la roca y magnitudde los esfuerzos.




27

11.1 Orientación de galerías

Para la determinación de la orientación de las labores se deben considerar tres aspectos:

1. Relación de esfuerzos principales

2. Orientación de estructuras3. Espectro de carga

Relación de esfuerzos principales

El estado tensional queda definido como se indica a continuación:• Un esfuerzo vertical con una magnitud de 10.8 Mpa.• Un esfuerzo horizontal en dirección EW con una magnitud de 15.1 Mpa, lo quecorresponde a una razón de esfuerzos de 1.4• Un esfuerzo horizontal en dirección NS con una magnitud de 10.26 Mpa, lo quecorresponde a una razón de esfuerzos de 0.95

Para el estudio se considera una rotación en 180° de los esfuerzos principales, considerandoconstante el esfuerzo vertical debido a que el trabajo se realiza en una misma cota del terreno.La siguiente tabla muestra la variación de los esfuerzos principales en función de la variación delAzimut, los valores obtenidos, a partir de lo anterior, mediante formulismos entregan a su vez Py Q, datos que representan los esfuerzos principales actuantes en la orientación dada, yfinalmente la razón P/Q, la cual determina la mejor orientación de las galerías si su valor esmínimo.

Tabla 11.1Razon Esfuezo Principal Mayor / Esfuerzo Principal MenorAz Sx Sy Sz P Q P/Q

0 15,10 10,26 10,80 15,10 10,80 1,4010 14,95 14,41 10,80 14,95 10,80 1,3820 14,53 10,83 10,80 15,53 10,80 1,4430 13,89 11,47 10,80 13,89 10,80 1,2940 13,10 12,26 10,80 13,10 10,80 1,2150 12,26 13,10 10,80 12,26 10,80 1,1460 11,47 13,89 10,80 11,47 10,80 1,0670 10,83 14,53 10,80 10,83 10,80 1,0080 14,41 14,95 10,80 10,80 10,41 1,0490 10,26 15,10 10,80 10,80 10,26 1,05

100 14,41 14,95 10,80 10,80 10,41 1,04

110 10,83 14,53 10,80 10,83 10,80 1,00120 11,47 13,89 10,80 11,47 10,80 1,06130 12,26 13,10 10,80 12,26 10,80 1,14140 13,10 12,26 10,80 13,10 10,80 1,21150 13,89 11,47 10,80 13,89 10,80 1,29160 14,53 10,83 10,80 15,53 10,80 1,44170 14,95 14,41 10,80 14,95 10,80 1,38180 15,10 10,26 10,80 15,10 10,80 1,40




28

Roseta de Anisotropía

0,0

0,4

0,8

1,2

1,6

0

1020

30

40

50

60

70

80

90

100

110

120

130

140

150

160170

180190

200

210

220

230

240

250

260

270

280

290

300

310

320

330

340350

P/Q

Figura 11.1 Roseta de Anisotropía

Las calles de producción para un método por hundimiento como el propuesto, Panel CavingConvencional, se ubicaran en la dirección donde exista una diferencia entre el esfuerzo principalmayor y el esfuerzo principal menor muy baja, es decir, la razón P/Q cercana al valor 1. Ademásdebe considerarse las estructuras mayores presentes en el yacimiento, ya que una estructura sub-paralela a una labor es una situación muy desfavorable.

Espectro de Carga

Para el la determinación del espectro de carga se utilizo el software Unwedge 3.005 el cual nospermite modificar la orientación azimutal de la labor y obtener el peso de las cuñas masdesfavorables en cada situación. Los resultados de este estudio se presentan en la Tabla 11.2.

Tabla 11.2Espectro de Carga

Azimut (°) Peso Cuña (Toneladas)0 0,81820 1,37240 4,154

60 51,29880 90,056100 5,439120 1,772140 3,586160 1,446180 0,818




29

Espectro de Carga

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 20 40 60 80 100 120 140 160 180

Orientacion de la labor (Azimut)

T o n e l a d a s ( C u ñ a s )

Figura 11.2 Espectro de Carga

Orientación de Estructuras

La situación mas desfavorable para una labor es estar ubicada sub-paralela a una estructura,considerando esta condición y las dos mencionadas anteriormente obtenemos la orientación masfavorable para las calles de producción, las calles zanja estarán ubicadas 60° respecto de la callede producción. La orientación de las labores es la siguiente:

Calles de Producción: N70°WCalles Zanja: N10°W

Figura 11.3 Orientación de Labores y Sistemas Estructurales Mayores




30

Figura 11.4 Layout, respecto al norte geográfico

Figura 11.5 Vista Tridimensional de Calles de Producción y Calles Zanja

Figura 11.6 Vista Tridimensional de Calles de Producción, Calles Zanja, Zanjas y Nivel de Hundimiento




31

11.2 Esfuerzos inducidos por las Excavaciones

Este análisis se realizó utilizando el software Phase2 6.004. Para este, las dimensiones de lasexcavaciones son de 4x4, media punta, distancia entre calles de producción 34 metros y distanciaentre calles zanja 17 metros.

Calles de Producción: En estas calles se producirá la siguiente distribución de esfuerzos.

Figura 11.7 Distribución de Esfuerzos en calles de producción (Sigma 1)

Figura 11.8 Distribución de Esfuerzos en calles de producción (Sigma 3)




32

Figura 11.9 Distribución de Esfuerzos en calles de producción (Sigma Z)

Calles Zanja: En estas calles se producirá la siguiente distribución de esfuerzos

Figura 11.10 Distribución de Esfuerzos en calles zanja (Sigma 1)




33

Figura 11.11 Distribución de Esfuerzos en calles zanja (Sigma 3)

Figura 11.12 Distribución de Esfuerzos en calles zanja (Sigma Z)




34

12 Análisis de Estabilidad de los Pilares

Se procede a describir el análisis efectuado para definir el grado de aceptabilidad que tendrán lospilares del nivel de producción del yacimiento a estudiar, el cual se encuentra ubicado en la IVregión de Chile. Para esto, se utilizaran tanto métodos analíticos como numéricos, además seefectuara una interpretación de los resultados obtenidos y su aplicación en la definición de unasecuencia de hundimiento en la cual se minimice los riesgos de activamiento de estructurasgeológicas y/o de ocurrencia de problemas de estabilidad de los pilares, considerando la geologíaestructural del sector de interés, la cual describe el comportamiento observado al aplicar elmétodo de hundimiento convencional propuesto.

Realizando un análisis previo se considera que la seguridad operacional queda definida por laestabilidad de los pilares del nivel de producción, ya que observando casos de minas concaracterísticas similares, cualquier debilidad del crown pillar y/o inestabilidad con controlestructural sería agravada por la ocurrencia de problemas en dichos pilares, lo que eventualmentepodría llegar a causar el colapso de un sector, con la siguiente pérdida de puntos de extracción.

Haciendo una analogía con que el pilar se asemeja a una probeta de laboratorio, el esfuerzoprincipal mayor 1σ , actuante sobre los pilares del nivel de producción es vertical; y que su valormedio queda definido (antes del inicio del hundimiento), por el área abierta. El esfuerzo principalmenor que actúa sobre el pilar como esfuerzo de confinamiento, depende de la geometría delpilar, y si se supone que éste es homogéneo, linealmente elástico y suficientemente largo,entonces el valor medio de 3σ puede expresarse en función de la esbeltez del pilar (H/W) y delesfuerzo vertical actuante en el mismo (Hoek & Brown 1980).

El estudio de la caracterización geológica, geotécnica y geomecánica previamente realizadoentrega parámetros de roca intacta y macizo rocoso, los cuales serán utilizados para el siguiente

análisis.

El análisis, se realizara de acuerdo a la malla propuesta por el cliente, la cual corresponde a unamalla tipo Teniente de 17 × 17, por lo que las medidas para los pilares de la zona de producción,son las siguientes:

Figura 12.1 Dimensiones del Pilar




35

Figura 12.2 Vista Tridimensional de Pilar

Se procede a evaluar la estabilidad de los pilares por dos métodos a modo de obtener un criteriode comparación para los FS que aquí se estudian, mediante fórmulas empíricas y solucionesanalíticas.

Tabla 12.1 Criterio de Aceptabilidad para Pilares MinerosCondición del Pilar Factor de Seguridad Referencia

Estable FS > 1,4 Lunder & Pakalnis (1997)Aceptable FS > 1,6 Hoek (1996)

Estable FS > 1,6 Salamon (1964)

Para analizar los pilares, se utilizo el método de Hoek & Brown (2002) y Stacey & Page (1986).Los pilares estarán ubicados en Andesita Primaria, Pórfido Dacitico y Brecha Ígnea de Dacita.

La estabilidad de los pilares se evaluó en primera instancia solamente en Andesita primaria yaque es la unidad geotécnica menos competente de las tres antes mencionadas y la mayor cantidadde pilares se ubicaran en esta unidad.




36

12.1 Metodología de Hoek & Brown

Esta metodología propuesta por Hoek y Brown (2002), define el esfuerzo principal mayorresistido por el pilar, mediante:

a

cmcm S mb

++=

σ σ σ σ σ 3**31

Para un pilar irregular, como el analizado, el esfuerzo solicitado se obtiene con:

AreaPilar

aria AreaTribut v p *σ σ =

Donde el Factor de Seguridad del pilar se obtiene con la siguiente relación:

solicitado

resistidoFS σ

σ =

Los datos de la geometría del pilar utilizados para esta metodología son se presentan en la Tabla12.2.

Tabla 12.2 Geometría del PilarAltura 4 mÁrea del Pilar 371,4 m2 Área Tributaria 578 m2 Perímetro 94,04 mAncho Efectivo 15,8 mEsbeltez 0,3

Para el análisis de la estabilidad del pilar se consideró una situación de Abutment Stress propiade un Panel Caving Convencional, esta situación implica un aumento del esfuerzo vertical In Situhasta cuatro veces. En la Tabla 12.3 se muestra el Factor de Seguridad del pilar para los distintosvalores del esfuerzo vertical in situ.

Tabla 12.3 Factor de Seguridad del Pilar frente a la variación del Esfuerzo verticalEsfuerzo Vertical In Situ 1σ (solicitado) 3σ (inducido) 1σ (resistido) FS

1,0* Esfuerzo Vertical In Situ 16,81 5,04 33,72 2,011,5* Esfuerzo Vertical In Situ 25,21 7,56 42,66 1,692,0* Esfuerzo Vertical In Situ 33,62 10,08 50,61 1,512,5* Esfuerzo Vertical In Situ 42,02 12,61 57,92 1,383,0* Esfuerzo Vertical In Situ 50,42 15,13 64,78 1,283,5* Esfuerzo Vertical In Situ 58,83 17,65 71,29 1,214,0* Esfuerzo Vertical In Situ 67,23 20,17 77,53 1,15




37

Variación del Factor de Seguridad al aumentar elEsfuerzo Vertical Insitu

0,00

0,50

1,00

1,50

2,00

2,50

0,00 20,00 40,00 60,00 80,00

Esfuerzo Vertical Insitu (MPa)

F a c t o r d e S e g u r i d a d

FS critico

Criterio Aceptabilidad

Lunder & Pakalnis (1997)

Figura 12.3 Variación del Factor de Seguridad al aumentar el Esfuerzo Vertical In Situ

En la Tabla 12.1 Se muestran los criterios de aceptabilidad para pilares mineros, con estospodemos afirmar que el pilar estará en un criterio aceptable si el esfuerzo vertical aumenta hastael doble de su valor In Situ, si este aumenta más del doble los pilares estarán en una condición deinestabilidad, pero sobre el factor de seguridad critico (FS=1).




38

12.2 Metodología de Stacey & Page

Esta metodología propuesta por Stacey & Page (1996) permite obtener la resistencia máxima delpilar.

7,0

5,0

* H

Weff DRMS RP = Si 5,4≤

H

W

Para un pilar irregular, como el analizado, el esfuerzo solicitado se obtiene con:

AreaPilar


El Factor de seguridad esta determinado por:

solicitado

RPFS

σ =

Los datos de la geometría del pilar utilizados para esta metodología son se presentan en la Tabla12.4.

Tabla 12.4 Geometría del PilarAltura 4 mÁrea del Pilar 371,4 m2

Área Tributaria 578 m2

Perímetro 94,04 mAncho Efectivo 15,8 mW:H 3,1

Los parámetros asociados a esta metodología se muestran en la Tabla 12.5

Tabla 12.5Parámetros Metodología Stacey & PageRMRL90 54UCS 120 Mpa

P(IRS) 12RMS 50,4DRMS 45,49RP 68,51 Mpa




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De la misma forma que en la metodología de Hoek & Brown se consideró para el análisis de laestabilidad del pilar una situación de Abutment Stress. En la Tabla 12.6 se muestra el Factor deSeguridad del pilar para los distintos valores del esfuerzo vertical in situ.

Tabla 12.6

Factor de Seguridad del Pilar frente a la Variación del Esfuerzo VerticalEsfuerzo Vertical In Situ pσ RP FS1,0* Esfuerzo Vertical In Situ 16,81 68,51 4,081,5* Esfuerzo Vertical In Situ 25,21 68,51 2,722,0* Esfuerzo Vertical In Situ 33,62 68,51 2,042,5* Esfuerzo Vertical In Situ 42,02 68,51 1,633,0* Esfuerzo Vertical In Situ 50,42 68,51 1,363,5* Esfuerzo Vertical In Situ 58,83 68,51 1,164,0* Esfuerzo Vertical In Situ 67,23 68,51 1,02

Variación del Factor de Seguridad al aumentar elEsfuerzo Vertical Insitu

0,00

0,501,00

1,50

2,00

2,50

3,00

3,50

4,00

4,50

0,00 20,00 40,00 60,00 80,00

Esfuerzo Vertical Insitu (MPa)

F a c t o r d e

S e g u r i d a d

FS critico

Criterio Aceptabilidad

Lunder & Pakalnis (1997)


En la Tabla 12.1 Se muestran los criterios de aceptabilidad para pilares mineros, con estospodemos afirmar que el pilar estará en un criterio aceptable si el esfuerzo vertical aumenta hasta2,5 veces su valor In Situ, si este aumenta más de eso los pilares estarán en una condición de

inestabilidad, pero sobre el factor de seguridad critico (FS=1).




40

Utilizando la metodología de Hoek & Brown se calculo el factor de seguridad para los pilaresubicados en las distintas unidades geotécnicas posibles, el resultado se muestra en la Tabla 12.7 .

Tabla 12.7 Factor de Seguridad en Pilares de las distintas Unidades Geotécnicas frente

a una variación del Esfuerzo Vertical In SituUnidad Geotécnica

BrechaÍgnea de Dacita

AndesitaPrimaria

PórfidoDacitico

Esfuerzo Vertical S1 (resis) FS S1 (resis) FS S1 (resis) FS1,0* Esfuerzo Vertical In Situ 51,41 3,06 33,72 2,01 39,55 2,351,5* Esfuerzo Vertical In Situ 64,11 2,54 42,66 1,69 49,77 1,972,0* Esfuerzo Vertical In Situ 75,25 2,24 50,61 1,51 58,80 1,752,5* Esfuerzo Vertical In Situ 85,37 2,03 57,92 1,38 67,07 1,603,0* Esfuerzo Vertical In Situ 94,78 1,88 64,78 1,28 74,79 1,483,5* Esfuerzo Vertical In Situ 103,64 1,76 71,29 1,21 82,09 1,404,0* Esfuerzo Vertical In Situ 112,07 1,67 77,53 1,15 89,06 1,32

Factor de Seguridad en Pilares frente a la Variación delEsfuerzo Vertical In Situ

0,00

0,50

1,00

1,50

2,00

2,50

3,00

3,50

0,00 20,00 40,00 60,00 80,00

Esfuerzo Vertical (MPa)

F a c t o r d e

S e g u r i d a d

FS Brecha Ignea de Dacita

FS Andesita Primaria

FS Porfido Dacitico

FS Critico (FS=1)

Criterio de Aceptabilidad (FS=1,4)





41

13 Evaluación de la Hundibilidad.

Una de las características principales de los métodos de hundimiento, es que buscan aprovecharla fuerza de la gravedad para causar el fracturamiento del macizo rocoso y con ello provocar eldescenso de la roca. En vista de ello, una serie de consideraciones geomecánicas deben seranalizadas para que se logre este proceso de manera conforme. En lo que sigue, se estudiaránestas condiciones, y se aplicarán de modo general al modelo de macizo rocoso, de modo deestablecer la factibilidad al hundimiento que presenta este. Las consideraciones establecidas sepresentan a continuación:

1. Área inicial de socavación para lograr el inicio del hundimiento.

Fundamentalmente se basa en el índice de calidad geotécnica propuesto por LaubscherRMRL, pero modificado para las condiciones de minería, es por eso que su denominación esMRMR. A partir de su valor, se ingresa a la gráfica, se intercepta con la curva que determinala zona que permite la Hundibilidad, y luego se registra el valor del Radio Hidráulico o

Factor de Forma que define la zona a socavar. 2. Altura de la columna de roca sometida a hundimiento

Es la altura necesaria para generar el desplome del panel, esta en función de lascaracterísticas de la roca, esta altura debe ser capaz de producir el quebrantamiento de la basedel sector a explotar, suficiente para inducir un estado de esfuerzos que vayan quebrando elpanel a medida que se efectúa el tiraje. La altura de socavación está en rangos que van de 4 a20 metros. Dicha altura se define como la distancia vertical existente entre el piso del nivelde hundimiento y la base suspendida del bloque resultante en la tronadura. La altura desocavación así definida debe superar a la altura del cono formado por el ángulo de reposo delmineral.En roca primaria este factor es muy importante, esto debido a que a medida que el

hundimiento progresa, los esfuerzos inducidos por sobre el volumen activo de roca que sedesplaza hacia “abajo” tienden a estabilizarse, pudiendo llegar a producir el cese del desarmedel macizo rocoso causando una colgadura y/o creando un crown pillar superficial.3. Estado tensional in situ.

Una manera práctica de definir esta condición es a través de la razón de esfuerzos. Si el valorde esta razón se hace mucho menor a 1 (predomina considerablemente la componentevertical), se generará en la zona media del techo un alto desconfinamiento o incluso esfuerzosde tracción, los que ayudarán al desarme del macizo rocoso por entre sus discontinuidades.Por otro lado, para valores cercanos a 1, si bien es cierto se produce un desconfinamiento,este no alcanza valores de esfuerzos tan bajos como en el caso anterior, por lo que el desarmedel macizo rocoso se hace menos favorable. Finalmente, para valores de K mucho mayores ala unidad (predomina la componente horizontal). Los esfuerzos inducidos no son suficientescomo para permitir que las discontinuidades deslicen y el hundimiento del macizo rocosoprogrese.4. Competencia del macizo rocoso.

Esta se encuentra definida mediante los parámetros de resistencia y deformabilidad de laroca. Mientras mejor evaluación tengan estos valores, la factibilidad a la falla para los trozosde Roca Intacta se hace menor. Sobretodo si considera; en primer lugar, que el desarme se




42

produce más fácilmente por entre las discontinuidades y estas fallan en una etapa final portracción; y en segundo lugar, la resistencia que tiene la matriz de roca.

5. Presencia de discontinuidades mayores

Estas son un factor no menor ya que pueden limitar hundimiento. Aberturas previas muy

amplias de fallas que no poseen relleno, facilitan el detenimiento del caving.Considerando todo lo anteriormente expuesto, se puede inferir sobre la hundibilidad quepresenta el macizo rocoso caracterizado y dado los factores geométricos dados.

Al respecto de la altura de la columna de roca, una revisión de los precedentes mineros en Chilepermite inferir que realizar el nivel de Hundimiento a una profundidad tal que defina unacolumna de roca primaria de más de 600 m, resulta poco favorable considerando la posibleformación de un crown pillar de superficie y los problemas que esto trae (producción, seguridad,etc.),Por último, las discontinuidades superan largamente la condición de deslizamiento propuestapara un análisis puramente friccionante, es decir, su manteo cercano a los 90° es bastante mayor

que su ángulo de fricción. Por lo que aún resulta favorable esta condición.

Cálculo del MRMR (“Modified Rock Mass Rating”)

Dada la fórmula:

MRMR = C W × C o× C S × C B × C H x RMR,

Donde:

CW : Es un factor de ajuste que considera el efecto de la intemperización

CO : Es un factor de ajuste que considera el efecto de las discontinuidadesCS : Es un factor de ajuste que considera el efecto de los esfuerzos inducidos por la explotaciónminera (mining induced stresses).CB : Es un factor de ajuste que considera el efecto de las tronaduras (Blasting).CH : Ajuste por presencia de agua. La presencia de agua en las estructuras del macizo rocosopueden llegara afectar de manera importante la su resistencia.

Los resultados obtenidos de cada ajuste fueron:

Tabla 13.1

Factores de Ajuste MRMRAjuste Factor de Ajuste

C W 1C O 1C S 0.95C B 0.95C H 1




43

Tabla 13.2 Valores de Clasificación para las litologíasUnidad Geotécnica RMRL(Promedio) Ajuste total MRMR

Brecha Ígnea de Dacita 66 0,89 59

Brecha Hidrotermal de Anhidrita 59 0,89 52

Pórfido Dacítico 58 0.89 52

Andesita Primaria 54 0.89 48

Con estos valores se ingresa al ábaco de Laubscher, el MRMR se intercepta con la curva quedetermina la zona que permite la Hundibilidad, y luego se registra el valor del Radio Hidráulicoo Factor de Forma que debe tener la zona a socavar.

Figura 13.1 Ábaco de Laubscher

Brecha Ígnea Dacita

Brecha Hidrotermal Anhidrita

Pórfido Dacítico

Andesita Primaria




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De acuerdo al ábaco de Laubscher, se obtiene el factor de forma para ambas litologías:

Tabla 13.3 Radio Hidráulico para las litologías Litología Radio Hidráulico (m)

Brecha Ígnea de Dacita 41

Brecha Hidrotermal de Anhidrita 36Pórfido Dacítico 36Andesita Primaria 33

Para el cálculo del área para iniciar el caving, se ha considerado el radio hidráulicocorrespondiente a las andesitas, ya que es precisamente dentro de este sector litológico, donde seencontraran emplazados los niveles de hundimiento. La secuencia de hundimiento propuesta serála indicada para un hundimiento controlado, el cual comprende el 40% del área inicial parainiciar el hundimiento, mientras no se detecten problemas de estabilidad, de lo contrario seutilizará un hundimiento normal (Análisis de pilares y secuencia de hundimiento, A. Karzulovic,

R. Apablaza, Minerales, vol. 49 Nº 206).

Para calcular el área de hundimiento mínima, se han considerado 3 aspectos fundamentales,dentro de los cuales se destaca lo siguiente:

a) Se considero un área rectangular, lo cual es más realista, que haber considerado un áreacuadrada. Diseños anteriores muestran que esta área presenta una mejor respuesta del caving.

b) De acuerdo a diseños anteriores podemos decir que una buena área inicial comprende 5galerías de producción, es decir para efectos de este diseño la base de nuestro rectángulo seria de128 m. aproximadamente.

c) Dada la malla 17 x 17 se estipulo el numero de galerías zanjas que en este caso correspondena 8.

Con el valor del MRMR y con los valores obtenidos por el ábaco de Laubscher (90) para el radiohidráulico, y suponiendo un área basal rectangular se tiene:

Rh = Área/Perímetro

Quedando definidos, las dimensiones del sector a hundir, los cuales se presentan a continuación:

Tabla 13.4: Dimensiones sector de hundimiento Dimensiones Magnitud (m)

Ancho 128

Largo 136

Con el Ancho de 128 m, la profundidad del emplazamiento del nivel de de hundimiento, será de600 m. aproximadamente y el área a hundir será de 17500m2




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14 Análisis de Subsidencia

La implementación de métodos por hundimiento, generan un quiebre en el macizo rocoso amedida que se extrae el mineral desde un nivel de producción, el progreso en altura que adopta elhundimiento comienza con la formación de una cavidad subterránea que al hacersesuficientemente grande induce el quiebre del macizo rocoso que se encuentra entre esta ysuperficie para generar finalmente la formación de un cráter en la superficie. Esta es lamanifestación en superficie de un método por hundimiento.Esta cavidad ocasionada por este tipo de métodos de explotación “Caving”, termina porconectarse a superficie, formando lo que se conoce como “Cráter de Subsidencia”. Una de lasgrandes preocupaciones es que al observar en terreno adyacente el perímetro del cráter seproduce una zona de fracturamiento notorio. Este agrietamiento notorio corresponde a la máximaexpresión de los desplazamientos y deformaciones que experimenta el terreno ubicado dentro dela “zona de influencia” del cráter que posibilita la ocurrencia de desplazamientos hacia elinterior del cráter.

Una definición más especializada de Cráter de Subsidencia: Corresponde al cráter mismo cuyabase corresponde al piso del nivel de hundimiento y cuyo perímetro queda definido por lasparedes del cráter.

El ángulo de desplome αααα es el ángulo respecto a la horizontal de una línea imaginaria que une elpiso del cráter con la superficie del terreno en la dirección de máxima pendiente de la pared delcráter.

Figura 14.1: Cráter de subsidencia y parámetros involucrados.




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Zona de Influencia: Corresponde a la zona adyacente al cráter donde el terreno se ve afectadoen forma notoria por el efecto de la subsidencia, el limite de esta zona de influencia se observapor el ángulo de agrietamiento β con respecto a la horizontal que esta denotado por un ángulorespecto a la horizontal.

Como referencia podemos decir que la manifestación de la subsidencia en superficie se nota una

vez extraído un 30% del bloque o panel a extraer.

Ancho de la Zona de Influencia: Es el ancho observado donde el macizo rocoso se ve afectadopor la presencia del cráter de subsidencia. Puede variar con la altura respecto al piso del cráter y,también a lo largo de su perímetro. La forma más usual de determinar el ancho de la zona deinfluencia es observar la condición de aquellas labores que se ubican a mayor cota que el piso delcráter y suficientemente cerca de la pared del cráter como para ser afectadas por este.

Columna de material quebrado: es la altura media de la columna de material quebrado querellena parcialmente el cráter y sirve de apoyo a sus paredes

Distancia de la Zona agrietada: es la distancia horizontal desde el borde del piso del cráter alcentro de la zona agrietada que usualmente se produce en superficie, en la vecindad delperímetro del cráter.

Para la determinación de los ángulos es necesario contar con RMRB79, altura de columna de rocaa explotar (definiendo si es un ambiente de roca primaria o secundaria) y los ábacos propuestosen este estudio.

Tabla 14.1: Parámetros obtenidos para la Subsidencia Cota

(m.s.n.m)

Alto Proyección H

(m)

Ángulo Desplome

(α )

Dist. Horizontal

(m)2425 425 68 1722445 445 66 1802465 465 65 1882485 485 64 1962505 505 63 2042525 525 61 2122545 545 60 2202565 565 59 2282585 585 58 2362600 600 57 242




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Figura 14.2: Área de Subsidencia




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15 Parámetros de Diseño

Dado que la altura de los bloques es de 600 m, y que este macizo presenta una buenahundibilidad de acuerdo a lo estudiado en el presente proyecto.

Definiendo tamaños de bloque pequeños debido al alto grado de fracturamiento, se ha optado porun método de explotación por Hundimiento de Paneles, con galerías zanjas ubicadas a 60º de lasgalerías de producción en una malla de extracción de 17 x 17, dejando un crown pillar efectivode 13 m obtenido de la grafica posterior que representa el ancho de galerías en nivel deproducción v/s espesor del crown pillar para una sistema de explotación tipo panel caving. Lasgalerías de producción tienen una sección de 4 x 4 m con media punta, al igual que las galeríaszanjas y el nivel de hundimiento.

El área de socavación mínima necesaria para lograr el inicio del hundimiento, ha sido calculadapor la metodología propuesta por Laubscher, ajustando los valores de su índice RMRL a lascondiciones de intemperización, orientación de discontinuidades, daño por tronadura y un ajuste

por esfuerzos, resultando un valor de MRMR de 59, 53 y 48 para las Brechas Ígneas de Dacita,Brecha Hidrotermal de Anhidrita, Pórfido Dacítico y Andesitas Primarias respectivamente, locual resulta en un área inicial de socavación cercana a los 25200 m2.

Figura 15.1: Ábaco que relacione ancho de las galerias del nível de producción con el espesordel crown pillar.




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15.1 Análisis de Inestabilidad en Galería de Producción

Para este efecto se opto por considerar la presencia de 5 sistemas estructurales primordiales paraanalizar la estabilidad de las galerías de producción. Estos fueron detallados en la etapa deorientación de galerías. Un análisis previo nos permite identificar varias inestabilidades tipo

cuña que serán evaluadas a continuación.

El análisis de inestabilidades control estructural tipo cuña, fue evaluado mediante el SoftwareUnwedge versión 3.005, el cual nos entrega de forma fidedigna y exacta la ubicación, tonelaje yfactor de seguridad asociada a cada cuña.

Es importante destacar que uno de los parámetros importantes en la determinación e laorientación de las galerías de producción fue el análisis de inestabilidad por cuñas. Para ello sefue rotando el rumbo de las galerías de producción en 360 de tal forma en que en un instante losfactores de seguridad asociado a cuñas sean los mal altos, sin embargo se tuvo que sacrificar aveces un factor de seguridad mas bajo debido a que justo en esa orientación el tensor de esfuerzo

no era favorable.

Tabla 15.1Tonelaje y factor de seguridad de las cuñas. (Trend 290)

Ubicación cuña Tonelaje(ton) FS Leyenda

Piso 2.702 Estable (3)Techo 1.689 0.212 (6)Techo 0.043 0 (8)

Caja izquierda 0.001 0.509 (5)Caja derecha 0.001 0.497 (4)

Al estudiar el resultado obtenido por el software, vemos claramente que existen solo dos cuñasde interes, y ambas se sitúan en el techo de la labor. Las demás son cuñas que jamás provocaríanalgún tipo inestabilidad, por lo que no las consideramos de riesgo para el proyecto.

En la figura 15.2 se aprecia como estan distribuídas las orientaciones de las diferentes estructurasque afectan al área de interesa asi como tambien la direccion de las calle de produccion.




50

Figura 15.2: Sistemas estructurales junto a la orientación de las galeria de produccion

Figura 15.3: Cuñas presentes en galeria de producción.




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15.2 Análisis de Inestabilidad en Galería Zanja

En este caso el análisis es muy similar, es decir se ha considerado los mismos 5 sistemasestructurales anteriormente expuesto con la única salvedad que ahora la dirección de la labor estaorientada a 60° de la galería de producción.

El resultado a través del software Unwedge versión 3.005 se muestra en la siguiente tablaresumen:



Piso 0.785 Estable (3)Techo 0.046 0 (8)

Techo 0 0.626 (7)Techo 0.973 0.233 (6)

Al estudiar el resultado obtenido por el software, vemos claramente que al igual que en lasgalerias de produccion existen solo dos cuñas de interes, y ambas se sitúan en el techo de lalabor. Las demás son cuñas que jamás provocarían algún tipo inestabilidad, por lo que no lasconsideramos de riesgo para el proyecto.

Figura 15.4: Sistemas estructurales junto a la orientación de las galerias zanja




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Figura 15.5: Cuñas presentes en galerias zanja..




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16 Fortificación

Las principales funciones que debe cumplir un sistema de soporte son:

• Reforzar el macizo rocoso para fortalecerlo, permitiendo, que este se soporte por sí mismo.

• Retener la roca fracturada en la superficie de la excavación (zona plástica) por razones deseguridad.• Sostener o adherir fuertemente el o los elementos de retención del sistema de soporte al

fondo de la roca estable, y prevenir el fracturamiento de roca por efecto de la gravedad.

En el diseño del soporte se emplean algunos de los sistemas de clasificación geotécnica de losmacizos rocosos (por ejemplo RMR75 de Bieniawski, RMR90 de Laubscher, sistema Q de Barton,y otros), que se basan fundamentalmente de las propiedades mecánicas y/o estructurales de lasmasas rocosas. También hay que tener presente las experiencias obtenidas en otros sectoresdentro de la misma mina o en otras minas con características similares.El análisis de los sistemas de fortificación, se hará fundamentalmente, atendiendo a las

necesidades de soporte que demandan el Método de Explotación, Panel Caving Convencional.

Puntos de Extracción:

Se contempla utilizar 3 a 5 marcos metálicos alineados en una configuración típica, en conjuntocon hormigón armado

Figura 16.1 Sistema Marco Metálico




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Nivel de Hundimiento

Contempla un sistema Perno – Malla. Pernos tipo rosca lechados con planchuela y tuerca, φ = 22mm y el largo de 2.3 m. La malla es tipo Bizcocho 10006.

Figura 16.2 Sistema Perno - Malla

Nivel de Producción

Se contempla un sistema Perno – Malla – Shotcrete. Con pernos tipo rosca lechados conplanchuela plana y tuerca, φ = 22 mm, largo de 2.3 m separados cada 1 metros y 2 metros entreparadas. La malla es tipo Bizcocho 10006 y una capa de shotcrete de un espesor de 10 cm.En algunas labores permanentes que corresponden a zonas críticas dentro del diseño minero(intersecciones, accesos, zona de visera, y otros) se consideran elementos de soporte adicionales

para fortalecer el sistema de fortificación base, ya sea aumentando la capacidad de carga y/osuministrándole mayor ductilidad.

Figura 16.2 Sistema Perno – Malla – Shotcrete




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Fig 16.3 Calles de Producion Fig 16.4 Galerias Zanjas




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17 Conclusiones

I. Se define una planta que permite caracterizar totalmente la litología del sector de interés.A partir de esta sección se construye el volumen de roca, en base a sus 4 litologías: AND,BXHA, BXID y PD.

II. Se distinguen, en el volumen señalado en punto 2, los distintos procesos de alteración queafectan al macizo rocoso. Esto constituye un cambio fundamental en el comportamientomecánico de la Unidades Litológicas, por lo que se separan de acuerdo al proceso deAlteración.

III. Con la información proporcionada por el cliente, se reconocieron dos dominiosestructurales que afectan el área de interés. Para cada dominio estructural se especifico laorientación de los sistemas estructurales mayores. Para el Dominio Estructural 4 la mayorconcentración de estructuras están en la dirección N 60-70 E y con un manteo al SE. Eneste dominio se identificaron 10 familias de estructuras. La mayor concentración de

estructuras para el Dominio Estructural 6, se presentan entre los rumbos N 65-75 E y manteoal SE. En este dominio se identificaron 4 sistemas estructurales.

IV. Los valores de cohesión y ángulo de fricción de las estructuras, fueron obtenidos medianteliteratura, por esto solo podrán utilizarse como una aproximación de los valores.

V. En base a los puntos 2, 3 y 4 se definen las 6 Unidades Geotécnicas mostradas en sección7 del presente estudio y agrupadas bajo los nombres de ANDP, ANDS, PD, BXHA,BXIDP Y BXIDS.

VI. En términos de los sistemas de clasificación utilizados, en este caso Laubscher 90, cabe

destacar que todo el yacimiento esta situado en roca de regular a buena. Específicamentecon índices RMR que van desde un roca 3B en el caso de la ANDS a 2B en el caso de laBXIDP.

VII. El GSI estimado se calculo a raíz de una ecuación empírica realizada por A. Karzulovicen los paneles I y II de la mina Río Blanco.

VIII. Se estudian, re-evalúan y validan los índices de calidad geotécnica presentados para cadaUL. Por otro lado, se infieren dos índices, dadas las condiciones de alteración presentes.Así se definen índices para cada una de las UG existentes.

IX. Determinar el estado tensional in-situ mediante relaciones empíricas es una opción pocorecomendada para establecer los esfuerzos actuantes en el sector a estudiar, sin embargoante la ausencia de información al respecto se puede considerar como aceptable estimarde esta manera el estado tensional, debido a que nos encontramos en una etapa deingeniería preliminar, en la cual esta estimación es suficiente para caracterizar, en cuantoa esfuerzos in-situ, al macizo rocoso.




57

X. Para la determinación de la orientación de las galerías se consideró la razón de esfuerzosprincipales actuantes, en una rotación de 180° para el estado tensional. Además se estudiola orientación de las labores respecto al rumbo de los sistemas estructurales presentes y elespectro de carga. Con estas tres consideraciones se determino la orientación óptima delas labores:

Calles de Producción: N70°WCalles Zanja: N10°W

XI. Al realizar el análisis de estabilidad de pilares utilizando los criterios de Stacey & Page yHoek & Brown, se obtuvieron valores para el factor de seguridad que se encuentrandentro de los criterios de aceptabilidad. Para la unidad geotécnica Andesita Primaria

Tabla 17.1Factor de Seguridad para Pilares analizados

Metodología FSStacey & Page 4,08

Hoek & Brown 2,01

XII. Dado el método por hundimiento propuesto, el Abutmet Stress se analizó como unaumento del esfuerzo vertical en 4 veces, con esto se obtuvieron valores del factor deseguridad bajo los criterios de aceptabilidad, pero sobre el factor de seguridad critico(FS=1)

Tabla 17.2 Factor de Seguridad en Pilares de las distintas Unidades Geotécnicasfrente a una variación del Esfuerzo Vertical In Situ

Unidad Geotécnica BrechaÍgnea de Dacita

AndesitaPrimaria

PórfidoDacitico

Esfuerzo Vertical FS FS FS1,0* Esfuerzo Vertical In Situ 3,06 2,01 2,351,5* Esfuerzo Vertical In Situ 2,54 1,69 1,972,0* Esfuerzo Vertical In Situ 2,24 1,51 1,752,5* Esfuerzo Vertical In Situ 2,03 1,38 1,603,0* Esfuerzo Vertical In Situ 1,88 1,28 1,483,5* Esfuerzo Vertical In Situ 1,76 1,21 1,404,0* Esfuerzo Vertical In Situ 1,67 1,15 1,32

XIII. En el análisis para la hundibilidad, considerando una base rectangular el área mínima asocavar es de 17.500m2, dentro de las cuales se consideran 5 calles de producción y 8calles zanja, con distancia entre calles de 34m y 17m entre puntos de extracción.




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XIV. Del análisis de subsidencia, se obtuvo un ángulo de desplome de 58°, considerando lacota del nivel de hundimiento de 2000 msnm.

Tabla 10.13Parámetros obtenidos para la Subsidencia

Cota(m.s.n.m) Alto Proyección H(m) Ángulo Desplome(α ) Dist. Horizontal(m)2425 425 68 1722445 445 66 1802465 465 65 1882485 485 64 1962505 505 63 2042525 525 61 2122545 545 60 2202565 565 59 2282585 585 58 236

2600 600 57 242

XV. Considerando la información obtenida del análisis del proyecto asignado y comparándolocon los datos de yacimientos de similares características, en donde se emplea alguna delas variantes del método de hundimiento, la ejecución del presente proyecto, estécnicamente viable, debido a:

- La altura de columna de roca de 400 metros (incluyendo nivel de hundimiento), cuyo esvalor es elevado en comparación a los típicos (300 m).

- El valor del área de hundibilidad calculada en este proyecto, es de 17.500m2, si secomparar con los de otras minas, que están en el orden de los 10.000 a 14.000 m2, se

puede considerar un valor aceptable.- El ángulo de desplome es de 58°, siendo que los valores típicos están dentro del rango

60°- 75°. El ángulo de desplome calculado se obtuvo en base a una estimación del RMRBieniawski 76 a partir del de RMR de Laubscher 90.

- El RMR Laubscher 90 dado para las litologías comprometidas en el diseño, indica quela competencia de la roca es regular. Esto es un indicador a la hora de analizar lasubsidencia, porque el sector que va a ser afectado por ella va a ser menor si locomparamos con las zonas donde el RMR Laubscher es alto (sobre 60).




59

XVI. En términos del análisis de inestabilidad por cuñas los resultado obtenidos para las callesde producción y galerías zanjas son las siguientes:



Piso 2.702 Estable (3)Techo 1.689 0.212 (6)Techo 0.043 0 (8)Caja izquierda 0.001 0.509 (5)Caja derecha 0.001 0.497 (4)

Al estudiar el resultado obtenido por el software, vemos claramente que existen solo doscuñas de interes, y ambas se sitúan en el techo de la labor. Las demás son cuñas que jamás provocarían algún tipo inestabilidad, por lo que no las consideramos de riesgo parael proyecto. Ver Fig. 15.3



Piso 0.785 Estable (3)

Techo 0.046 0 (8)Techo 0 0.626 (7)Techo 0.973 0.233 (6)

Al igual que en las galerias de produccion existen solo dos cuñas de interes, y ambas sesitúan en el techo de la labor. Las demás son cuñas que también jamás provocarían algúntipo inestabilidad, por lo que no las consideramos de riesgo para el proyecto. Ver Fig 15.5

XVII. Los sistemas de fortificación determinados son:

Puntos de Extracción: Se contempla utilizar 3 a 5 marcos metálicos alineados en una

configuración típica, en conjunto con hormigón armado

Nivel de Hundimiento: Contempla un sistema Perno – Malla. Pernos tipo rosca lechados conplanchuela plana y tuerca, φ = 22 mm y el largo de 2.3 m. La malla es tipo Bizcocho 100 06.

Nivel de Producción: Se contempla un sistema Perno – Malla – Shotcrete. Con pernos tiporosca lechados con planchuela y tuerca, φ = 22 mm y largo de 2.3 m. La malla es tipo Bizcocho100 06 y una capa de shotcrete de un espesor de 10 cm.




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18 Recomendaciones

I. Eespecificar la ubicación del yacimiento, en lo posible en coordenadas UTM, para unamejor identificación de la topografía del terreno en donde se encuentra emplazado.

II. Con respecto al análisis de falla por estructuras, se recomienda realizar un programa decontra análisis u obtención de estos parámetros de manera de dar mayor confiabilidad a lainformación proporcionada. Se recomienda además hacer 10 ensayos mínimos de cortedirecto, para poder obtener los valores de cohesión y ángulo de fricción de las estructura

Respecto de las propiedades geomecánicas se recomienda lo siguiente:

• Realizar un completa verificación de las propiedades entregadas por el cliente para cadaunidad litológica, en particular en los parámetros que nos permiten escalar laspropiedades de roca intacta a macizo rocoso como son el mi, y ciσ .

• Realizar ensayos triaxiales, según lo indicado en el 1º Taller Geotécnico Interdivisional“Estándares para la Caracterización Geotécnica de Rocas, Estructuras y MacizosRocosos”, La Serena, 02 al 04 de Julio de 1997 CODELCO-CHILE.

• Detallar la procedencia de los testigos de donde se obtienen las muestras a ensayar.

III. Con respecto a los sistema de clasificación ocupados, se cree que es indispensable tenervalores reales de las distintas unidades litológicas, ya que el hecho de basarse en supuestopuede traer consigo un porcentaje de error no menor cercano a un 10%, aunque laestimación se haya hecho en términos de un tipo de roca similar. Caso del PD con laBXID.

IV. Contar con un GSI observado en terreno y no a base de estimaciones por ecuacionesempíricas. Quedo demostrado al analizar datos reales de algunas litologías en que estosvalores se alejan bastante de los valores reales.

V. Para determinar de manera más confiable el estado tensional, se recomienda realizar 3mediciones in-situ, mediante el método “Celda Hollow Inclusión, Hi Cell” a 400 metrosde la superficie, donde se encuentra situado el nivel de hundimiento, de esta manera poderobtener el tensor de esfuerzos principales del sector, especificando las coordenadas decada medición, las que podrían incidir en cambios ocurridos en las diversas litologías.

VI. Al escalar las propiedades de roca intacta se tomo como valor del daño por tronadura unfactor D = 0.8, sin embargo se aconseja al cliente bajar en lo posible este daño a un factorD = 0.5. Para ello se aconseja utilizar líneas de precorte o tronadura controlada de manerade no causar un daño significativo al macizo rocoso así como también otorgar una mejorestabilidad a las galerías y pilares, ante la situación de abutment stress.

VII. Se recomienda indicar como varía el estado tensional del nivel de producción una vez queha pasado el frente de hundimiento para saber cual es la resistencia real que deben tenerlos pilares.




61

VIII. Los gráficos de diseño utilizados pueden no ser representativos del área de investigación,por lo que es recomendable limitarlos a condiciones similares de faenas ya explotadasbajo la misma clasificación geotécnica.

IX. En términos del análisis de subsidencia, es de vital importancia contar con todas las

curvas de nivel del sector a explotar, dado que así podemos definir con exactitud elavance del cráter. Se recomiendo el uso de imágenes satelitales así como tambiénsoftwares tales como I-Site, que permiten controlar dicho avance.

X. En términos de fortificación en cuñas se precisa el uso de elementos fortificadoressiempre y cuando se encuentre con factores de seguridad lejos de los criterios deaceptabilidad elegidos (2.5 para cuñas), ya que como se estudio, hay cuñas que nosentregan un factor de seguridad cercano a 0.3, para estos casos y dado que estas cuñas seencuentran en el nivel de producción, no presentaran ningun problema dado que loselementos de forticacion en dichas labores son suficientes para resistir tal problema.

XI. Si se presentase descascaramiento, perdida de sección, en los pilares del nivel deproducción, debido a la presencia de estructuras subverticales, se recomienda fortificacióncon Cables de Acero Destrenzado (Bridcage) de 7 alambres, φ = 15.2 mm y largo 6 m,debido a las propiedades de flexibilidad y a la capacidad de absorber energía que poseen.Además se debe utilizar malla bizcocho 100 06 y shotcrete, con un espesor de entre 3 a 4pulgadas asegurando una relación de agua/cemento de 0.3 - 0.35.

XII. Se recomiendo no hacer puntos de vaciado en los pilares ya que esto implica una perdidade sección del pilar y con ello una disminución en su resistencia. En el caso de quehubiese que colocarlos en los pilares, se recomienda ubicar solo un punto de vaciado porpilar.




62

19 Referencias

Vutukuri, V.S.; Lama R.D.; Saluja, S.S.; Mechanical properties of rocks, USA, TransTech Publications, First Edition, 1974.

Brady, B.H.G., Brown, E.T., Rock Mechanics For Underground mining, Londres,Chapman & Hall Publicaciones, Second Edition, 1993.

Derk, Dyno Nobel, AKL, Tronadura & Geomecánica hacia la optimización del Negocio Minero, Antofagasta, Julio 19 y 20 de 2001.

Hoek, E., Carranza-Torres, C., Corkum, B., Hoek & Brown Failure Criterion, Canadá,2002 Edition, 2002.

Hoek, E., Rock properties for underground mines.

Laubscher, D., Aplication to Rock Engineering Mining Engineering, cap 22: PlanningMass Mining Operations, Santiago, Recopilación efectuada para curso Mecánica deRocas 2 de la Universidad de Santiago de Chile, realizada por Karzulovic A.

1º Taller Geotécnico Interdivisional “Estándares para la Caracterización Geotécnica deRocas, Estructuras y Macizos Rocosos”, La Serena, 02 al 04 de Julio de 1997CODELCO-CHILE.

Jaime Díaz Ávila, Apuntes cátedras de Geomecánica Aplicada, 2007

A. Karzulovic - Reinaldo Apablaza, Análisis de Pilares y definición Secuencia deHundimiento Línea 16-17, II Panel, Mina Río Blanco, División Andina”




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ANEXOS




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Propiedades Roca Intacta y Macizo Rocoso

UG : ANDPParámetro Simbología Valor Unidad

Resistencia a la compresiónno confinada para roca

intacta

σci 118 MPa

Constante para la roca deHoek

mi 18

Modulo de deformabilidadpara roca intacta (Young)

E 60 GPa

Índice Geológico deResistencia

GSI 54 – 64 (57)

Factor de Perturbación porTronadura

D 0.8

Ángulo de fricción delmacizo rocoso

φm 29.01 °

Resistencia cohesiva delmacizo rocoso

cm 5.469 MPa

Resistencia a la compresiónno confinada para macizo

rocoso

σcm 4.438 MPa

Resistencia a la tracciónpara macizo rocoso

σtm -0.126 MPa

Módulo de deformabilidad(Young)

Em 8531.4 MPa

Razón de Poisson ν 0.16Peso unitario γ 0.028 MN/m3

Porosidad n 4.4 %Velocidad de propagacion

de ondas P Vp

6000 m/s

UG : ANDSParámetro Simbología Valor Unidad


intacta

σci 65 MPa


mi (16)

Modulo de deformabildadpara roca intacta (Young)

E 50 Gpa


GSI 44 - 54 (47)


D 0.8


φm 23.34 °


cm 2.29 MPa


rocoso

σcm 1.108 MPa


σtm -0.031 MPa

Módulo de deformabilidad(Young)

Em 3802.21 MPa


Porosidad n 1.96 %




65

UG : PDParámetro Simbología Valor Unidad


intacta

σci 112 MPa


mi 20.2

Modulo de deformabilidadpara roca intacta (Young) E 30 GPa


GSI 54 – 64 (62)


D 0.8


φm 32.45 °


cm 6.018 MPa


rocoso

σcm 8.782 MPa


σtm -0.168 MPa

Módulo de deformabilidadpara macizo rocoso Young) Em 5769.35 MPaRazón de Poisson ν 0.18

Peso unitario γ 0.0262 MN/m3 Porosidad n 3 %

Velocidad de propagacionde ondas P

Vp4800 m/s

UG :BXHAParámetro Simbología Valor Unidad


intacta

σci 94 MPa


mi 7.7


E 41 GPa


GSI 60 - 64 (63)


D 0.8


φm 32.95 °


cm 5.164 MPa


rocoso

σcm 5.626 MPa


σtm -0.155 MPa

Módulo de deformabilidadpara macizo rocoso Young)

Em 8351.28 MPa


Porosidad n 2.32 %




66

UG :BXIDPParámetro Simbología Valor Unidad


intacta

σci 130 MPa

Constante para la roca deHoek mi 18


E 24 GPa


GSI 65 – 75 (71)


D 0.8


φm 35.96 °


cm 8.303 MPa


rocoso

σcm 14.369 MPa

Resistencia a la tracción

para macizo rocosoσtm -0.501 MPa

Módulo de deformabilidadpara macizo rocoso Young)

Em 7352.95 MPa


Porosidad n 3 %




67

Orientación de Excavaciones

Para el cálculo de los esfuerzos principales en las distintas orientaciones se utilizo el siguienteformulismo:

T

xyz

L L **123

σ σ =

Donde:

=

nzmzlz

nymyly

nxmxlx

L ; )cos(*)cos( β δ =lx ; )sin(*)cos( β δ =mx ; )sin(δ =nx

δ = Inclinación positiva sobre la horizontal β = Angulo medido desde el este en sentido anti-horario

Luego:

( ) xy y x y xP τ σ σ

σ σ 4*

2

1

22+−+

+=

( ) xy y x y xQ τ σ σ

σ σ 4*

2

1

22+−−

+=




68

Metodología de Hoek & Brown

Datos de Entrada:

Las dimensiones del pilar se obtuvieron de acuerdo a la malla de extracción propuesta, 17x17 ylabores media punta 4x4.

Tabla ¿??? Geometría del PilarAltura 4 mÁrea del Pilar 371,4 m2 Área Tributaria 578 m2 Perímetro 94,04 mAncho Efectivo 15,8 mEsbeltez 0,3

El Ancho Efectivo y esbeltez se determinaron con las siguientes formula:

=

Perimetro

AreaWeff *4

Weff

AlturaEsbeltez =




69

En la figura anterior se muestra como se obtiene la relación entre Esfuerzo principal menor yEsfuerzo principal mayor con la esbeltez del pilar.

El esfuerzo solicitado en e pilar se obtuvo con la relación:

AreaPilar aria AreaTribut z p *σ σ =

Luego se obtiene el valor de 3σ ocupando la relación antes obtenida con la esbeltez del pilar,dando un valor de 3σ = 5,04 MPa

El esfuerzo resistido se calcula con la ecuación de Hoek & Brown generalizado:a

cmcm S

mb

++=

σ

σ σ σ σ

3**31

Donde:

−

−

= D

GSI

emimb 1428

100

*

−

−

= D

GSI

es 39

100

−+=

−−

3

20

15*6

1

2

1eea

GSI

Datos Envolvente H&Bmi 18Sci 118D 0,8

GSI 57mb 1,3921s 0,00076a 0,503523σ 5,041σ 33,72

El Factor de Seguridad esta determinado por:

solicitado

resistidoFS σ

σ =




70

Metodología de Stacey & Page

La resistencia máxima del pilar se obtiene con:

7,0

5,0

*

H

Weff DRMS RP = Si 5,4≤

H

W

Luego el Ancho efectivo se determina mediante:

=

Perimetro

AreaWeff *4

Tabla ¿??? Geometría del PilarAltura 4 mÁrea del Pilar 371,4 m2 Área Tributaria 578 m2 Perímetro 94,04 m

Ancho Efectivo 15,8 mW:H 3,1

A continuación se calculan los parámetros:

8,0*80

))(( IRS P RMRUCS RMS

−−=

RMS R AjustesMRM DRMS *=

Luego Obtenemos los resistencia máxima del pilar (RP):

Tabla A2Parámetros Metodología Stacey & PageRMRL90 54UCS 120 MpaP(IRS) 12RMS 50,4DRMS 45,49RP 68,51 Mpa

El esfuerzo principal sobre el pilar se calcula mediante la ecuación para pilares irregulares:

AreaPilar


El factor de seguridad en esta metodología está determinado por:

solicitado

RPFS

σ =




71

Cálculo del MRMR (“Modified Rock Mass Rating”)

Dada la fórmula:

MRMR = C W × C o× C S × C B × C H x RMR,

Donde:

CW : Es un factor de ajuste que considera el efecto de la intemperización

Tabla A3Factores de Ajuste por Intemperización

Tiempo de Intemperización (años)Grado de Intemperización

0,5 1 2 3 >4No Hay Intemperización 1,00 1,00 1,00 1,00 1,00Intemperización Leve 0,88 0,90 0,92 0,94 0,96

Intemperización Moderada 0,82 0,84 0,86 0,88 0,90Intemperización Intensa 0,70 0,72 0,74 0,76 0,78Intemperización Total 0,54 0,56 0,58 0,60 0,62Transformación en Suelo Residual 0,30 0,32 0,34 0,36 0,38

CO : Es un factor de ajuste que considera el efecto de las discontinuidades

Tabla A4Factores de Ajuste por Orientación de Estructuras

Rating asociado a JCNúmero deestructuras que

definen el bloque

Número de carasdel bloque inclinadas

con respecto a la vertical 0 a 15 16 a 30 31 a 403 0,70 0,80 0,9532 0,80 0,90 0,954 0,70 0,80 0,903 0,75 0,80 0,9542 0,85 0,90 0,955 0,70 0,75 0,804 0,75 0,80 0,853 0,80 0,85 0,902 0,85 0,90 0,95

5

1 0,90 0,95CS : Es un factor de ajuste que considera el efecto de los esfuerzos inducidos por la explotaciónminera (mining induced stresses).

Esfuerzo de magnitud importante en la dirección normal al plano de las estructurasincrementaran la resistencia del macizo rocoso y disminuirán su hundibilidad (para este caso elajuste seria de 1.2).La clasificación va desde 0.6 a 1.2.




CB : Es un factor de ajuste que considera el efecto de las tronaduras (Blasting).

Tabla A5Factores de Ajuste por Tronadura

Tipo de Tronadura Factor de Ajuste

Excavación Mecánica, Sin Tronadura 1,00Tronaduras Controladas (smooth-wall blasting) 0,97Tronaduras Convencionales de Buena Calidad 0,94

Tronaduras de Mala Calidad 0,80

CH : Ajuste por presencia de agua. La presencia de agua en las estructuras del macizorocoso pueden llegara afectar de manera importante la su resistencia.

Tabla A6Factores de Ajuste por Agua Condición Factor de Ajuste

Macizo rocoso húmedo 0,95 a 0,90Infiltraciones de 25 a 125 lt/min., con presiones de 1 a 5 MPa. 0,90 a 0,80Infiltraciones > 125 lt/min., con presiones > 5 MPa 0,70 a 0,80

Los resultados obtenidos de cada ajuste fueron:

Tabla A7Factores de Ajuste MRMRAjuste Factor de Ajuste

C W 1C O 1C S 0.95C B 0.95C H 1

Informe Final Diseño Subte (Wulasky)

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