aplicaciÓn de geomecÁnica para el mejoramiento y control de
TRANSCRIPT
APLICACIÓN DE GEOMECÁNICA PARA EL MEJORAMIENTO Y
CONTROL DEL MINADO EN LA MINA ATACOCHA
Jorge Ramírez S. - Jefe del Área de Geomecánica.
Compañía Minera Atacocha S.A.
0. INTRODUCCIÓN
El tramo del Ore Body Vasconia en estudio, se encuentra entre los niveles 3660
y 3720, tiene rumbo N 50º W y un buzamiento promedio de 85º NE. El Ore
Body consta de varios cuerpos que van desde los 2.0 m hasta a 9 m. de
potencia, separados por franjas de desmonte que van de 3.0 a 10 m. de
potencia. El área se encuentra a una profundidad de 680 m. El acceso es a
través de la caja piso.
Para la realización del presente estudio se tomó información de los sondajes
diamantinos distribuidos entre los niveles 3660 al 3720 y de la galería 5421 N-
S, que corresponde al piso cero del Ore Body Vasconia en el nivel 3660.
Con la información obtenida se ingresó al programa UBC Mining Method
Selector, para tener una primera aproximación del método de explotación a
emplear.
Los objetivos principales del presente estudio son:
Determinar la factibilidad del uso de taladros largos en el Ore Body
Vasconia con la finalidad de utilizar el método de explotación de minado por
subniveles.
Definir las aberturas máximas de los stopes, según el método recomendado.
Determinar el tipo de sostenimiento a instalar.
Tiempos de autosoporte de los stopes y labores de acceso al stope.
1
1. APLICACIÓN DEL PROGRAMA UBC MINING METHOD SELECTOR
Este programa nos determinara el método más adecuado para aplicar en el
yacimiento, para ello se precisa de la siguiente información:
a. Forma: Puede ser Equidimensional, Tabular o irregular.
b. Plunge: Puede ser Plano, Moderado o Alto.
c. Potencia: Muy estrecho, estrecho, mediano, grueso y muy grueso.
d. Buzamiento: Alto, Mediano o Bajo.
e. Longitud: menor de 100 m., entre 100 y 600 m. o mayor de 600 m.
f. RMR de las cajas y mineral: Muy pobre, Pobre, Moderado, Alto, Muy alto.
g. RSS de las cajas y mineral: RSS es un parámetro definido por UBC como la
división del Esfuerzo a la compresión no confinada entre la Presión máxima in
situ en el punto de estudio. Puede ser Muy baja, baja, Moderada, Alta, Muy
alta.
Para el caso del Ore Body Vasconia la información que se ingresó es la
siguiente:
a. Forma: Tabular.
b. Plunge: Alto.
c. Potencia: Mediano.
d. Buzamiento: Alto.
e. Longitud: menor de 100 m.
f. RMR de las cajas y mineral: Alto.
g. RSS de las cajas y mineral: Baja.
Con esta información se obtiene el siguiente gráfico 1:
2
DEFINICIÓN DEL TIPO DE EXPLOTACIÓN EN ORE BODY VASCONIA
Method Shape Plunge
Thicknes
s Grades Depth
RMR
Ore
RMR
HW
RMR
FW
RSS
Ore
RSS
HW
RMR
FW Total
Open Pit 2 1 3 2 0 3 4 4 3 4 4 30
Block Caving 2 4 0 2 3 0 2 2 1 2 2 20
Sublevel
Stoping 4 4 3 3 4 4 4 3 4 4 3 40
Sublevel
Caving 4 4 0 2 2 1 2 3 3 2 2 25
Longwall 4 -49 0 0 2 2 3 0 2 2 0 -34
Room and
Pillar 4 -49 1 0 3 5 5 0 3 2 0 -26
Shrinkage
Stoping 4 4 0 2 3 3 4 3 3 3 3 32
Cut and Fill 4 4 4 4 3 3 3 2 3 4 3 37
Top Slicing 2 0 0 1 1 1 3 2 1 2 1 14
Square Set 1 2 2 3 1 0 0 0 1 1 0 11
3
Input Data
<< Click on the 'Input Data' button to
begin
Final Results UBC Mining Method Selector
1
Sublevel
Stoping 40
2 Cut and Fill 37
Mining Method Selector Algorithm
developed by:
3
Shrinkage
Stoping 32
Miller-Tait, L., Pakalnis, R. and Poulin, R., (1995), UBC Mining Method
Selection,
4 Open Pit 30
4th Int'l. Symp. on Mine Planning & Equipment Selection, Calgary, 31 Oct-3 Nov,
1995, pp. 163-168.
5
Sublevel
Caving 25
6 Block Caving 20 Excel and Visual Basic Implementation by:
7 Top Slicing 14
Jeff Breadner (1999).
8 Square Set 11
9
Room and
Pillar -26 Original Idea:
10 Longwall -34 Nicholas, D. (1992) SME Mining Engineering Handbook, 2nd Edition, Volume 2,
4
pg. 2091-2108.
If you have any comments or questions about the excel
implementation of this program,
please contact Jeff Breadner at
GRAFICO 1: Aplicación del UBC Mining Method Selector. Definición del método de explotación más adecuado.
5
Del gráfico anterior se observa que los métodos más convenientes son:
a. CORTE Y RELLENO ASCENDENTE, con 100% de posibilidades.
b. SUBLEVEL STOPING: Con un 75% de posibilidades.
De los métodos anteriormente propuestos se escoge el SUBLEVEL STOPING,
por las siguientes razones adicionales:
1. Permite un mayor nivel de explotación al ser un método masivo.
2. Bajos costos.
3. Alta Productividad.
Para determinar los parámetros de explotación: Altura de minado, sostenimiento
a instalar, tiempos de autosoporte y ubicación de labores de extracción se
utilizó el “Método Gráfico de Estabilidad”.
2. TEORÍA DEL MÉTODO GRÁFICO DE ESTABILIDAD
El análisis se ha realizado utilizando el Método Gráfico de Estabilidad, tal como
aparece en la publicación hecha por Hoek E, Kaiser P, Bawden W. en Support
of Underground Excavations in Hard Rock – 1993. Este método fue desarrollado
por Potvin (1988), Potvin y Milne (1992) y Nickson (1992), siguiendo los trabajos
iniciados por Mathews et. al. (1981). La versión actual de este método, basado
en el análisis de más de 350 casos de minas canadienses, toma en cuenta los
principales factores de influencia del diseño de tajeos. Información sobre la
estructura y resistencia del macizo rocoso, los esfuerzos alrededor de la
excavación, y el tamaño, forma y orientación de la excavación, es utilizada para
determinar si el tajeo es estable sin sostenimiento, o con sostenimiento, o
inestable aún con sostenimiento. El método también es adecuado para el
dimensionamiento del sostenimiento con cablebolt.
En forma muy resumida, el método se basa en el cálculo de dos factores: N’ y
S. El primero de ellos es el Número de estabilidad modificado y representa la
habilidad del macizo para permanecer estable bajo unos determinados
6
esfuerzos y el segundo el es Factor de Forma o Radio Hidráulico que toma el
tamaño y forma del tajeo.
El Número de estabilidad N’ se define como:
N’= Q’ x A x B x C
Donde: Q’ es el Índice de Calidad Tunelera Q modificado.
A es el factor de esfuerzos en la roca.
B es el factor por ajuste de orientación de las juntas
C es el factor de ajuste gravitacional.
El Factor de Forma o Radio Hidráulico S, para la superficie del tajeo estudiado
se obtiene dividiendo el área de la sección transversal de la superficie analizada
entre el perímetro de la superficie analizada.
Utilizando los valores del Número de Estabilidad N’ y el Radio Hidráulico S, se
puede determinar la estabilidad de un tajeo a partir del gráfico de estabilidad.
3. ESTRUCTURA DEL MACIZO ROCOSO
La información requerida para el presente estudio fue tomada por el Área de
Geomecánica y el Departamento de Geología de CMASA, siendo esta
información la siguiente:
Mapeo geomecánico de la galería 5421 n-s, el mismo que contiene la
delimitación de los dominios estructurales, basado en la calidad de la roca del
macizo (q, rmr y gsi).
Mapeo geológico de la galería 5421 n-s y el crucero 5382 e (ver plano 1) del
nivel 3660.
Logueo geomecánico y geológico de los taladros diamantinos que han
cortado la secuencia que la que se ubica la estructura mineralizada.
7
Líneas de detalle en el Ore Body. El análisis de esta información se ha
realizado con el programa DIPS, determinándose tres sistemas de fracturas
siendo el principal 218º/81º, tal como se observa en la figura Nº 1.
FIGURA Nº 1
8
4. MODELAMIENTO GEOLÓGICO
Se ha realizado teniendo en cuenta los sondajes diamantinos realizados. En el
gráfico 2 se observa el Modelamiento geológico:
GRÁFICO 2: Modelamiento Geológico del Ore Body Vasconia
5. MAPEO GEOMECÁNICO
Se ha realizado teniendo como base las tablas geomecánicas de la Mina
Atacocha. EN el gráfico adjunto se aprecia el mapeo Geológico del Ore Body
Vasconia en el nivel 3660.
9
6. CLASIFICACIÓN Q’
El Índice de Calidad Tunelera modificado Q’ se calcula de la misma forma que
el Índice de Calidad de la roca Q (Barton et. al. 1974) estándar, con la variante
que el factor de esfuerzos SFR se le da el valor de 1.00. El método no ha sido
aplicado en condiciones con agua subterránea significativa, por lo que el factor
por agua Jw es 1.00. En el caso de este stope el agua no es muy significativa.
El Índice de Calidad Tunelera modificado Q’ se determina de la siguiente forma:
Q’= (RQD/Jn )x (Jr/Ja).
El RQD de la zona varÍa entre 65% y 75%, siendo los valores más bajos en las
zonas de falla y los más altos, en las cajas.
El valor Jn, según el análisis de fracturas realizado, arroja un dato de 9 para la
zona central del O.B. y las cajas.
El valor de Jr para las cajas va de 2 a 3 y para el mineral es 3.
Los valores de Ja varían entre 1 y 2 para el cuerpo mineralizado y las cajas.
10
Se debe tener en cuenta que los datos obtenidos corresponden a una parte
pequeña del cuerpo mineralizado por lo que se debe de actualizar esta
información constantemente y a medida que se avance con el minado.
Los valores medidos de Q’ son los siguientes:
Ubicación Q’
Ore Body 11.7
Cajas del mineral 12.5
CUADRO 1: Valores de Q’
7. FACTOR DE ESFUERZOS EN LA ROCA
El factor de esfuerzos en la roca A, determina los esfuerzos que actúan sobre
las caras libres del stope abierto en profundidad. Este factor se determina a
partir de la resistencia compresiva no confinada de la roca intacta “σc” y el
esfuerzo actuante paralelo a la cara expuesta del stope bajo consideración “σ1”.
El Factor de esfuerzo en la roca A, es por lo tanto determinado a partir de la
relación σc / σ1 (resistencia de la roca intacta a esfuerzo compresivo inducido)
sobre el borde de la abertura:
Para σc / σ1 < 2 A = 0.1
Para 2 < σc / σ1 < 10 A = 0.1125 x (σc / σ1) – 0.125
Para σc / σ1 > 10 A = 1.0
En la figura 2, se da un gráfico del factor de esfuerzo en la roca A, para
diferentes valores de σc / σ1.
11
En el Cuadro 2 se observa los datos de los Parámetros de resistencia de la roca
intacta.
Ubicación σc - MPa mi
Zona mineralizada 80 12
Cajas del mineral 110 15
Cuadro 2: Parámetros de resistencia de la roca intacta
En el cuadro 3 se tiene los datos de las propiedades del macizo rocoso:
Ubicación RMR Densi.
MN/M3
mu Su
x 10-3
md Sd
x 10-4
E
MPa
V
Poisson
O. B Vasconia 60 0.035 5.137 0.035 0.7595 0.0067 23714 0.1
Cajas del mineral 65 0.030 3.438 0.020 0.985 0.0029 31623 0.1
Cuadro 3: Propiedades de la masa rocosa
La calidad de la masa rocosa, expresada en términos de RMR (Bieniawski,
1989), corresponde a los valores obtenidos de la información obtenida del
terreno. Los valores de densidad son los obtenidos por laboratorio de planta
12
concentradora, los valores de “m” y “s” no disturbadas (u) y disturbadas (d), han
sido calculadas aplicando el criterio de Hook&Brown (1980). El módulo de
deformación “E”, se estimó aplicando el criterio de Serafim&Pereira (1983) y la
relación de Poisson v según la experiencia y la tabla 8.4 de la publicación de
Hoek E, Kaiser P, Bawden W. en Support of Underground Excavations in Hard
Rock – 1993, Pág. 112.
Los esfuerzos in-situ fueron calculados utilizando el concepto de carga
litostática, en el cual el esfuerzo vertical es:
σv = γz; donde : γ es el peso unitario de la roca sobreyacente.
z es la profundidad debajo de la superficie.
El esfuerzo horizontal se calcula de la siguiente manera:
σh = k σv = kγz, donde k es la constante de Sheorey (1994), se calcula de la
siguiente manera:
k = 0.25 + 7Eh( 0.001 + 1/z); donde Eh es el módulo de deformación horizontal
promedio de la masa rocosa de la superficie y se da en GPa.
De lo anteriormente expuesto se ha determinado que los valores de los
esfuerzos para el stope 546, son:
Esfuerzos in-situ MPa
Vertical σv 15.1
Horizontal σh 10.6
Constante k 0.7
Cuadro 4: Esfuerzos in-situ
Con los datos obtenidos del cuadro 3 se determinan los esfuerzos compresivos
inducidos en el techo del tajeo y en las cajas, los mismos que se presentan en
el siguiente cuadro
13
Esfuerzos en techo del tajeo σ1 - MPa Esfuerzos en hastíales del tajeo σ1 - MPa
16.19 6.715
Cuadro 5: Esfuerzos compresivos inducidos
Con los datos del cuadro 2 y del cuadro 5, obtenemos la relación σc/σ1,
obteniéndose el valor de A, el mismo que se observa en el siguiente cuadro:
Techo del tajeo Valor de “A” Hastíales del tajeo Valor de “A”
5 0.431 3 0.243
Cuadro 6: Relación de σc/σ1 y valores de “A”.
8. FACTOR DE AJUSTE POR ORIENTACIÓN DE LOS SISTEMAS DE
DISCONTINUIDADES
El ajuste por orientación de los sistemas de discontinuidades B, toma en cuenta
la influencia de éstas sobre la estabilidad de las caras del tajeo. Muchos casos
de fallas estructuralmente controladas ocurren a lo largo de las discontinuidades
críticas, las cuales forman un pequeño ángulo con la superficie libre. Mientras el
ángulo entre la discontinuidad y la superficie sea más pequeño, será mas fácil
que el puente de roca intacta, mostrada en la figura 3, se rompa por efecto de la
voladura, esfuerzos o por otro sistema de discontinuidades. Cuando el ángulo θ
se aproxima a 0, ocurre un ligero incremento de la resistencia, desde que los
bloques de roca diaclasada actúan como una viga o losa. La influencia de las
discontinuidades críticas sobre la estabilidad de superficie de la excavación, es
más alta cuando el rumbo es paralelo a la superficie libre, y es más pequeña
cuando los planos son perpendiculares entre sí. El factor B que depende de la
diferencia entre la orientación de la discontinuidad crítica y cada cara del stope,
puede ser determinado a partir del diagrama reproducido en la figura 4.
En el caso del stope 546, el sistema de fractura para la zona mineralizada y
para las cajas es el mismo y se puede observar en la figura 1. En el siguiente
cuadro se observa las discontinuidades críticas, su diferencia en el rumbo,
diferencia en el buzamiento y el valor B respectivo.
14
Ubicación Sistema de
discontin.
Diferencia en
rumbo
Diferencia en
buzam.
Valor de
“B”
Techo - Mineral S45ºE/84SW 5 01 0.3
Cajas S45ºE/84SW 5 01 0.3
Cuadro 7: Discontinuidades críticas y valores de “B”
Figura 3: Orientación de la discontinuidad crítica con respecto al la superficie de la excavación
(según Potvin, 1988)
15
Figura 4: Factor de ajuste B, que toma en cuenta la orientación de las discontinuidades con respecto a la
superficie del tajeo (según Potvin, 1988)
9. FACTOR DE AJUSTE POR EFECTO DE LA GRAVEDAD
El factor “C”, es un ajuste por efecto de la gravedad. La falla del terreno puede
ocurrir desde el techo debido a caídas inducida por la gravedad o, desde las
paredes del stope, debido a lajamientos o deslizamientos.
Potvin (1988), sugirió que tanto las fallas inducidas por gravedad como las fallas
por lajamiento, dependen de la inclinación de la superficie del tajeo α. El factor
C para estos casos puede ser calculado a partir de la relación C = 8 – 6Cos α,
o determinado a partir del diagrama graficado en la figura 5. Este factor tiene un
valor máximo de 8 para paredes verticales y un valor mínimo de 2 para techos
horizontales de stopes.
16
Las fallas por deslizamiento dependerán de la inclinación β de la discontinuidad
crítica, y el factor de ajuste C, es dado en la figura 6.
El factor C toma en cuenta la influencia de la orientación del tajeo. Realizando
una comparación de la geometría del stope 546 con las figura 5 y 6, se puede
observar que éste fallaría en lajas o pandeamiento de la caja techo y por caídas
de bloques en el techo de la labor.
Inclinación de la superficie del tajeo α
Figura 5: Factor de ajuste por gravedad C, para caídas por gravedad y lajamientos. Según Potvin
(1988).
17
Figura 6: Factor de ajuste por gravedad C, para modos de falla por deslizamiento. Según Potvin
(1988).
Los factores de ajuste por gravedad, serían C = 3.5 para el techo del tajeo y C =
2.8 para las paredes del tajeo.
10. EL MÉTODO GRÁFICO DE ESTABILIDAD
Según el procedimiento de método señalado en el ítem 1 y utilizando los datos
desarrollados previamente, se ha calculado el Número de Estabilidad N’ para el
techo y la caja techo del stope 546. Los resultados se presentan en el siguiente
cuadro:
Ubicación Q’ A B C N’
Techo - Mineral 11.7 0.431 0.3 3.5 5.28
Cajas techo 16.7 0.243 0.3 2.8 3.41
Cuadro 8: Número de estabilidad N’
Según la figura 7, para los valores de N’ determinados, los correspondientes
valores del Radio Hidráulico S para tener stopes estables sin sostenimiento son:
Ubicación Radio Hidráulico S
Techo - Mineral 4.5
18
Cajas techo 4.0
Cuadro 9: Radio hidráulico para tajeos estables sin sostenimiento
Figura 7: Gráfico de estabilidad que muestra zonas de terreno estable, terreno hundible y terreno
con requerimiento de sostenimiento. Según Potvin (1988), modificado por Nickson (1992).
Conociéndose el Radio Hidráulico, la potencia del cuerpo (varia de 3.5 a 5 m), y
la altura del tajeo el diseño está basado en definir la tercera dimensión del
mismo. Asumimos que la longitud del tajeo comprende la potencia del cuerpo,
por lo tanto hablar de la potencia del cuerpo o longitud del tajo es lo mismo. La
tercera dimensión es el ancho del tajeo, es decir la dimensión en el rumbo del
cuerpo mineralizado.
En los cuadros 10 y 11 se presentan los valores del Radio Hidráulico asociado a
las dimensiones. Las dimensiones del tajeo en planta (longitudes-Potencia del
ore body y anchos), señaladas en el cuadro 10, consideran una altura de tajeo
de 18 m.
Potencia del cuerpo mineralizado o longitud del
tajeo (metros)
Ancho del tajeo
(metros)
19
3.5 30
5.5 25
7.5 20
9.5 15
Cuadro 10: Ancho del tajeo, Caso Radio Hidráulico para el techo del stope.
Altura del tajeo (metros) Ancho del tajeo
(metros)
30 3.5
27 5.5
24 7.5
21 9.5
Cuadro 11: Ancho del tajeo: Caso Radio Hidráulico para la caja techo del stope.
Del cuadro 10 se deduce que el techo del tajeo nos permite realizar aberturas a
lo largo del rumbo del cuerpo que varían entre 30 a 15 m. dependiendo de la
potencia del O.B. Si la potencia del cuerpo es de 9.5 m. máximo se puede abrir
15.0 m., y para la mínima potencia del O.B que es 3.5 m. el ancho máximo debe
ser de 30.0 m. La caja techo del stope, ver cuadro 11, no permite alturas
mayores a 30.0 m. para un ancho de 9.5 m., esto quiere decir que para anchos
mayores se debe de sostener todo el stope.
11. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES
20
El método mas apropiado para la explotación del Ore Body Vasconia, entre
los niveles 3660 y 3720 es el Sublevel stoping, debido principalmente, a la
buena calidad de la roca caja presente.
Las aberturas recomendadas son las siguientes:
- Altura: 30 m.
- Largo: 15 m.
- Ancho: según la potencia del mineral.
Se debe de realizar un pre-refuerzo con cable bolt, para lo cual se realizará
el análisis respectivo.
Los sub-niveles deben de estar bien sostenidos con concreto lanzado y
pernos split set o swellex, antes de iniciar la perforación de los taladros largos.
El minado se debe de realizar por paneles con las dimensiones dadas
anteriormente, minando en una primera etapa los paneles impares,
rellenándolas y luego minar los paneles pares.
Realizar una evaluación económica que determine si es factible el uso del
“rock fill”, en una proporción detritus/cemento de 1/20-25; ya que por las
dimensiones de los paneles y la propuesta de minado que se presenta se
necesita tener una pared estable cuando se van a minar los paneles pares.
21