Diseño Geomecánico De Excavaciones Subterraneas. Metodo Nicholas

DIPLOMADO EN GEOMECÁNICA SUBTERRÁNEA Y SUPERFICIAL

INFORME TÉCNICO DE SUSTENTACIÓN DE CURSO VIRTUAL OFFLINE (ITSCVO)

CURSO DISEÑO GEOMECÁNICO DE EXCAVACIONES SUBTERRANEAS

ESTUDIO MÉTODO DE EXPLOTACIÓN Y ANÁLISIS DE ESTABILIDAD CUERPO MINERALIZADO “BETTY”

ALUMNO: JUAN DIEGO MOGOLLÓN MORALES DOCENTE: ING. GUILLERMO RODRIGUEZ CAYLLAHUA

BOGOTÁ-COLOMBIA, MARZO 2019

RESUMEN EJECUTIVO El siguiente informe técnico explica de manera práctica algunos métodos de explotación y análisis de estabilidad en el proceso constructivo que se emplea en la minería, este informe se suministra de información gracias al Centro Geotécnico Internacional, la labor minera del cuerpo denominado “Betty” del proyecto “Mina CGI” este se encuentra un macizo rocoso estéril, el objetivo se enfoca en los criterios de explotación con el método cuantitativo de selección de Nicholas y realizar un análisis de estabilidad usando la metodología de Mathews, considerando realizar cámaras de explotación en el yacimiento de 70m de altura. 50m de lado y 45m de ancho. El techo de la cámara coincide con el techo del yacimiento. Para efecto de cálculo considera la altura del techo=120m y la altura de la caja techo piso en =120+70/2=155m, se debe realizar los análisis en las direcciones N-S y E-W. Asimismo, se verificara la posibilidad de falla utilizando probabilidades según los gráficos de Mawdesley. Para la selección del método de explotación y análisis de estabilidad se utilizarán planillas Excel entregadas durante la realización de los talleres del presente Modulo por CGI. Finalmente, con los resultados obtenidos se discutirá y concluirá el mejor método de explotación considerando un factor de seguridad adecuado. Palabras claves: Método explotación minera, estabilidad minera, RMR, Factor gravitacional, Mawdesley, Mathewes, Potvin.

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Tabla de contenido RESUMEN EJECUTIVO .................................................................................... 2 1. INTRODUCCIÓN ......................................................................................... 4 2. METODOLOGÍA DE ESTUDIOS................................................................. 5 2.1 PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA .......................................................... 5 2.2 OBJETIVOS ................................................................................................. 5 2.2.1 OBJETIVO GENERAL .............................................................................. 5 2.2.2

OBJETIVO ESPECIFICO...................................................................... 5

2.3 ALCANCES .................................................................................................. 6 2.4 UBICACIÓN DEL PROYECTO .................................................................... 6 2.5. ASPECTOS GEOLOGICOS ....................................................................... 7 3. MARCO TEÓRICO ........................................................................................ 9 5. METODOLOGIA DE ANÁLISIS ................................................................... 26 7. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES ............................................... 47 BIBLIOGRAFÍA ................................................................................................ 48

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1. INTRODUCCIÓN La geomecánica con su objetivo por aportar avances de métodos cada vez mejor abastecidos de información en el análisis del comportamiento del macizo rocoso, lo que conlleva a permitir la optimización en reducir costos del minado sin afectar la seguridad de los procesos constructivos que se practican. Ayala, C. (1989), considera: La posibilidad de aplicación de los distintos métodos de minería depende fundamentalmente del grado en que el mineral y las rocas de los hastiales vayan a resistir sin apoyo, y de la posibilidad de que los métodos hagan frente al sostenimiento final. El control del terreno es la consideración más importante para seleccionar la forma de explotar cuerpo mineralizado. Cada yacimiento, por sus características geológicas, consiste en una combinación diferente

de factores

de

los

cuales se

derivan

unos determinados

comportamientos del terreno al extraer el mineral. En gran parte de las minas los terrenos progresan gradualmente hacia la rotura, por lo que, dentro de ciertos límites, los métodos de explotación deben adaptarse a este hecho. Durante el proceso de adaptación, un procedimiento de control del terreno puede gradualmente desplazar a otro, por lo que los métodos de explotación deben ser flexibles, y solamente en condiciones ideales pueden establecerse límites rígidos entre ellos. Los tipos de control del macizo rocoso que deben considerarse, varían desde el mantenimiento rígido del terreno mediante pilares, pasando por diferentes grados de cierre de los hastiales y de descenso del techo, hasta el hundimiento completo de la masa mineral y del estéril supra yacente.[1] El presente trabajo, utilizara un método cuantitativo para la selección del mejor método de explotación y se analizara la estabilidad de la excavación subterránea por el método grafico de Mathews sustentado por cientos de casos reales de excavación. Con estos análisis se cumplirán los objetivos del Informe Técnico de sustentación. Del módulo de Diseño Geomecánico en excavaciones subterráneas y túneles.

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2. METODOLOGÍA DE ESTUDIOS El objetivo del presente informe es la selección del método de explotación y el análisis de estabilidad de la labor minera del cuerpo denominado “Betty”. Mediante una evaluación geomecánica se puede determinar las características del macizo rocoso y utilizando una metodología adecuada, para así tener un control de estabilidad de las labores subterráneas. Para esta selección y análisis de estabilidad se utilizarán los conocimientos adquiridos durante el curso, tomando en cuenta los lineamientos, formatos y base de datos otorgados por CGI y el criterio profesional del autor.

2.1 PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA

2.2 OBJETIVOS 2.2.1 OBJETIVO GENERAL Seleccionar

los

mejores

métodos

de

explotación

del

yacimiento, realizar el análisis de estabilidad de las excavaciones subterráneas para la explotación del yacimiento “Betty”. 2.2.2 OBJETIVO ESPECIFICO     



Revisar el fundamento teórico del método de explotación de yacimientos mineros. Analizar la geometría del yacimiento. Analizar las características geotécnicas del yacimiento. Seleccionar cuantitativamente el método de explotación del yacimiento. Realizar el análisis de estabilidad de las excavaciones subterráneas para la explotación del cuerpo mineral. Analizar los resultados obtenidos.

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2.3 ALCANCES El presente informe incluirá la selección del método de explotación y análisis de estabilidad de las excavaciones subterráneas y además se realizaran conclusiones y recomendaciones.

2.4 UBICACIÓN DEL PROYECTO El yacimiento “Betty” del proyecto “Mina CGI” se ubica dentro el cuadrante con las siguientes coordenadas UTM: 227064, 7983433 (vértice sur-oeste), 226939, 7984465 (vértice nor-oeste), 227986, 7984480 (vértice nor-este) y 228078, 7983466 (vértice sur-este).

Figura 1: Ubicación proyecto (Fuente: Geobolivia)

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2.5. ASPECTOS GEOLOGICOS El yacimiento Betty del proyecto Mina CGI se encuentra ubicado en la región Centro Oriental de Bolivia también denominada "Oroclino Boliviano", en los departamentos de Cochabamba y norte de Potosí, todas pertenecientes a la Cordillera Oriental. La Cordillera Central Oriental es una unidad geográfica y geológica bien definida. Se inicia en el noroeste, como prolongación de la cordillera real, continúa haciendo una inflexión en la parte central y prosigue hacia el sur, ingresando en territorio argentino. A partir del paralelo 18° comienza la denominada Cordillera Central o Centro Oriental, con alturas menores a los 3000 m.s.n.m. y donde no se evidencian geoformas de origen glacial. Las ramificaciones están conformadas por la serranía de los Azanaques, Los Frailes y Los Lípez. El rumbo de todo el conjunto es de aproximadamente noroeste sudeste y norte sur. Se compone principalmente de rocas sedimentarias paleozoicas, mesozoicas y rocas volcánicas Terciarias. El Río Caine es el principal colector dentro de la zona de estudio, el cual nace en las cercanías de la ciudad de Cochabamba y capta en su trayectoria las aguas de los ríos Rocha, Arque, Laguna Mayu, Rodeo, Molinero y una serie de ríos que forman parte del sistema de drenaje en parrilla. En la confluencia entre el Río Caine y el Río San Pedro nace el Río Grande y éste a su vez vierte sus aguas al Río Mamoré, el mismo que se dirige finalmente hacia la cuenca del Amazonas (Montes de Oca, 1989). Geológicamente, la Cordillera Oriental Central presenta una de las secuencias estratigráfica más completa del país, con afloramientos de rocas paleozoicas a recientes y secuencias marinas a continentales. Las facies son también variadas, mayormente clásticas, con desarrollo de plataformas carbonáticas en el Carbonífero superior y el Pérmico; volcánicas y volcano-clásticas de diferentes edades, pero preferentemente del Cenozoico. Durante la mayor parte del Paleozoico inferior constituyó una cuenca intracratónica, somera a profunda, con algunas fases compresivas y distensivas separando los principales ciclos tectono-sedimentarios, para luego conformar cuencas continentales de antepaís y trasarco, con importantes fases compresivas con un intenso magmatismo asociado. 7

En la masa rocosa encajonante que abarca el tajeo se observan granodioritas moderadamente alteradas.

Figura 2: Geología de la zona (Fuente: Compendio Geología de Bolivia)

Tectónicamente la Cordillera Oriental puede dividirse en dos sectores, separados por un lineamiento profundo formado por la Zona de Fallas de la Cordillera Real, y su prolongación hacia el este de la ciudad de Sucre, y luego con rumbo meridiano por la Falla Tocloca hasta la frontera con la Argentina. Este lineamiento posiblemente corresponde a una antigua paleo-sutura, reactivada continuamente (Martínez, com. pers.). El sector occidental a este lineamiento corresponde a la “Faja Plegada y Corrida de Huarina” y el otro sector al de la “Cordillera Oriental” (Sempere et al., 1988).

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3. MARCO TEÓRICO Métodos de explotación El método de explotación es la estrategia global que permite la excavación y extracción de un cuerpo mineralizado del modo técnico y económico más eficiente: 

Define los principios generales según los que se ejecutan las operaciones unitarias



Define criterios con respecto al tratamiento de las cavidades que deja la extracción

En cuanto a los métodos de explotación subterráneos, se distinguen según el tratamiento que hagan de la cavidad que deja la extracción de mineral. Sin embargo, en la práctica, la explotación requiere variar y combinar los métodos presentados a continuación, dado que los depósitos raramente se ajustan exactamente a las características ideales de aplicación de alguno de los métodos. 

Métodos auto soportantes o de caserones abiertos: Corresponden a aquellos que consideran la extracción del mineral y dejar la cavidad que éste ocupaba vacía. Para ello, el caserón debe mantenerse estable en forma natural (ser auto soportante) o requerir escasos elementos de refuerzo. Estos caserones se dejan vacíos una vez que concluye la explotación.



*Room and Pillar *Stope and Pillar *Shrinkage Stoping *Sublevel Stoping *Vertical Crater Retreta Métodos soportados o de caserones que requieren elementos de soporte para mantenerse estables y/o que se rellenan con algún material exógeno. *Cut and Fill Stoping *Excavation Techniques *Backfilling Methods 9



Métodos de hundimiento, esto es, donde las cavidades generadas por el mineral extraído son rellenas con el material superpuesto (mineral, mientras dura la explotación, y estéril, una vez finalizada). El hundimiento y consecuente relleno de las cavidades se produce simultáneamente a la extracción del mineral. *Longwall Mining *Sublevel Caving *Block / Panel Caving

Criterios de selección del método 1) Características Espaciales: Rajo vs Subterránea Afectan tasa de producción, método de manejo de material, diseño de la mina en el depósito. • Tamaño (alto, ancho o espesor) • Forma (tabular, lenticular, masivo, irregular) • Disposición (inclinado, manteo) • Profundidad (media, extremos, razón de sobrecarga) 2) Condiciones Geológicas e Hidrológicas: Tanto de mineral como de roca de caja (o huésped) Afecta la decisión de usar métodos selectivos o no selectivos. • Requerimiento de drenaje, bombeo, tanto en rajo como en subterránea • Mineralogía es importante para procesos • Mineralogía y petrografía (óxidos vs. Sulfuros) • Composición química • Estructura del depósito (pliegues, fallas, discontinuidades, intrusiones) • Planos de debilidad (grietas, fracturas, clivaje) • Uniformidad, alteración, meteorización (zonas, límites) • Aguas subterráneas e hidrología (ocurrencia, flujo, nivel freático) 3) Consideraciones Geotécnicas: Selección del método (soporte necesario) Hundibilidad. • Propiedades elásticas • Comportamiento plástico o viscoelástico • Estado de los esfuerzos (originales, modificados por la excavación) • Consolidación, compactación, competencia • Otras propiedades físicas (gravedad específica, poros, porosidad, permeabilidad)

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4) Consideraciones Económicas: Determinan el éxito del proyecto, Afectan inversión, flujos de caja, periodo de retorno, beneficio. • Reservas (tonelaje y ley) • Tasa de producción • Vida de la mina (desarrollo y explotación) • Productividad • Costo de mina de métodos posibles de aplicar 5) Factores Tecnológicos: Se busca la mejor combinación entre las condiciones naturales y el método • Porcentaje de recuperación. • Dilución • Flexibilidad a cambios en la interpretación o condiciones • Selectividad • Concentración o dispersión de frentes de trabajo • Capital, mano de obra, mecanización Factores Medioambientales No sólo físico, sino que también económico-político.social • Control de excavaciones para mantener integridad de las mismas (seguridad) • Subsidencia y efectos en superficie • Control atmosférico (ventilación, control de calidad de aire, calor, humedad) • Fuerza laboral (contratos, capacitación, salud y seguridad, calidad de vida, condiciones de comunidad) En consideración a estos factores, se debe tomar una decisión respecto a si explotar el cuerpo mineralizado mediante métodos de explotación de superficie o métodos de explotación subterráneos. Las características espaciales (geometría del cuerpo) y la competencia de la roca son esenciales dado que pueden determinar la conveniencia de utilizar un método por sobre otros. Sin embargo, puede haber casos en los que el depósito puede explotarse mediante métodos de superficie o subterráneos. En estos casos, es necesario tomar la decisión en función del beneficio económico que se generará en cada caso. Las siguientes figuras muestran la complejidad de las disposiciones de labores subterráneas en depósitos reales, las que deben compatibilizar la extracción desde diversos sectores de la mina, los cuales muchas veces son explotados con métodos diferentes.

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Figura 3: CHOOSING AN UNDREGROUND MINING METHOD, Fuente: MI57E–Explotación de Minas

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Figura 4: CORTE ESQUEMÁTICO RIO BLANCO, CHILE. Fuente: MI57E–Explotación de Minas

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Figura 5: CORTE ESQUEMATICO MINA EL TENIENTE, CHILE (profile of North and South mines). Fuente: MI57E–Explotación de Minas

Método de Nicholas.

Figura 6: Método cuantitativo de selección (Fuente: Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial)

El objetivo de este método es presentar una secuencia lógica de eventos que se siguen para seleccionar el método de explotación de un cuerpo mineralizado. Las características que tienen el mayor impacto son: 14

1. Características Físicas y geológicas del yacimiento. 2. Características geomecánicas del depósito. 3. Costos operacionales y de capital 4. Ritmo de extracción 5. Disponibilidad y costo de la mano de obra 6. Consideraciones ambientales 1. Descripción de la geometría del yacimiento   

Yacimiento Equidimensional o masivo: dimensiones similares en todas las direcciones Yacimiento tabular o elongado: dos direcciones son predominantes Yacimiento Irregular: dimensiones del yacimiento varían en distancias cortas

2. Descripción de la potencia del yacimiento    

Baja potencia: 0- 10 m Potencia Intermedia: 10-30 m Potente: 30-100 m Muy potente: > 100 m

3. Descripción de la inclinación del yacimiento   

Horizontal: 0- 20° Intermedio: 20°-55° Vertical > 55°

4. Descripción de la profundidad del yacimiento 

Esfuerzo vertical sv = 0.027z z = profundidad (m)

5. Descripción de la distribución de leyes en el yacimiento   

Uniforme: Leyes diseminadas en el yacimiento Gradacional: Existen distintas leyes que gradualmente cambian en el espacio Errática: Existen bolsones de ley sin un claro patrón.

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6. Características geotécnicas del yacimiento: Se caracteriza el mineral, pared colgante y pared yacente 

Resistencia de la Roca Intacta Poco competente -> UCS/sv <= 8 Competencia intermedia -> 8 < UCS/sv <= 15 Competencia alta -> UCS/sv > 15

7. Numero de estructuras    

Muy fracturado -> ff/m: > 16 ff/m Fracturado -> ff/m: 10-16 ff/m Poco fracturado -> ff/m: 3-10 ff/m Muy poco fracturado -> ff/m: 3 ff/m

8. Condición de las estructuras   

Poco Competente: Estructuras sin relleno o con relleno con una resistencia menor a la roca intacta. Competente: Estructuras sin relleno con superficie rugosa. Muy competente: Estructuras con relleno de mayor resistencia que la roca intacta

Método gráfico de estabilidad

El método gráfico de estabilidad también llamado “método gráfico de Mathews” es una metodología ampliamente usada en el proceso de prediseño de cámaras mineras de grandes dimensiones. Se emplea para definir las dimensiones de unidades de explotación de cuerpos tabulares, normalmente verticalizados. Este método fue desarrollado en los años 80, a partir de los trabajos de Potvin (1988) y Mathews (1989). Está basado en el índice 𝑄 y utiliza información sobre la resistencia del macizo rocoso y estructura, tensiones alrededor del hueco y dimensiones, forma y orientación de la futura excavación: todo ello para determinar gráficamente si la cámara es estable sin sostenimiento, estable con sostenimiento o inestable incluso con sostenimiento. El procedimiento de diseño se basa en el cálculo de dos factores (N'y S'), que se llevan al siguiente gráfico.

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Figura 7: Grafico de estabilidad (Fuente: Laboratorio Oficial J.M. Madariaga (2015). Ministerio de Industria, Energía y Turismo. España: Guía sobre control geotécnico en minería subterránea)



Número de estabilidad modificado (𝑁’): Representa la habilidad del macizo rocoso para permanecer estable bajo unas determinadas condiciones de esfuerzos.



Radio hidráulico (𝑆): Es el factor de forma, que tiene en cuenta la forma y tamaño de la pared o techo de la cámara para la superficie de la cámara que se esté estudiando y se determina como: 𝑆 = Área de la sección a analizar / perímetro de la superficie.

El número de estabilidad 𝑁’, está basado en el índice de calidad 𝑄, aunque no directamente sino a través del 𝑄’, siendo este: N’ = Q‘*A*B*C Q’ = 𝑅𝑄𝐷/𝐽𝑛 ∗ 𝐽𝑟/𝑗𝑎 ∗ 1/1

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Donde: - Q’= es el índice de calidad Q modificado, fijando el factor SRF = 1 y dado que no se basa en casos con importantes cantidades de agua, o bien zonas drenadas o sin presión hidrostática, se emplea jw =1. - El factor A es el denominado “rock stress factor” o factor de condición de esfuerzos; refleja las tensiones máximas- incluyendo la concentración de tensiones alrededor del hueco – que actúan en las cars libres de la cámara en profundidad. Este factor se determina a partir de la resistencia a compresión simple no confinada o uniaxial y las tensiones que actúan paralelas a la cámara expuesta que se está considerando.

Figura 8: Grafico para determinar el Factor A (Fuente: Laboratorio Oficial J.M. Madariaga (2015). Ministerio de Industria, Energía y Turismo. España: Guía sobre control geotécnico en minería subterránea)

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- El factor B es el ajuste por orientación de juntas. Se determina mediante la gráfica siguiente. El ángulo que se representa en abscisas es la diferencia entre la pared y techo estudiados y la familia de juntas dominante más favorable en la zona.

Figura 9: Grafico para determinar el Factor B (Fuente: Laboratorio Oficial J.M. Madariaga (2015). Ministerio de Industria, Energía y Turismo. España: Guía sobre control geotécnico en minería subterránea)

- El factor C es un ajuste por efectos de la gravedad: trata de evaluar la posibilidad del desprendimiento de bloques por efecto puro de su peso en el techo o bien en el caso de las paredes de la cámara por deslizamiento o vuelco. Puede obtenerse mediante las siguientes graficas o con la ecuación C=8-6cosa y tiene un valor máximo de 8 para paredes verticales y mínimo 2 para techos.

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Figura 10: Factor de corrección C, caída desde el techo (Fuente: Laboratorio Oficial J.M. Madariaga (2015). Ministerio de Industria, Energía y Turismo. España: Guía sobre control geotécnico en minería subterránea)

Figura 11: Factor de corrección C, cuña en hastiales (Fuente: Laboratorio Oficial J.M. Madariaga (2015). Ministerio de Industria, Energía y Turismo. España: Guía sobre control geotécnico en minería subterránea)

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Mawdesley Steward y Forsyth (1995) actualizaron la base de datos original convirtiendo los casos históricos del gráfico de estabilidad modificado al número de estabilidad de Mathews (N) y graficándolos en el gráfico de estabilidad de Mathews. Basándose en estos nuevos casos Steward y Forsyth (1995) delinearon nuevas fronteras en el gráfico de estabilidad de Mathews, sin embargo, los autores advirtieron que los nuevos límites fueron trazados “a mano” sin la utilización de un procedimiento riguroso.

Figura 12: Grafico de estabilidad/Caving (Fuente Pérez C. Ernesto R. (2015). U de Chile. Modelamiento numérico de esfuerzos para métodos empíricos de estabilidad de caserones.)

La Figura muestra el gráfico de estabilidad desarrollado por Steward y Forsyth en donde se delimitan 4 zonas de estabilidad: 

Potencialmente estable: Las superficies se encuentran totalmente soportadas sin la necesidad de refuerzo, con una mínima dilución (<10%).

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

Potencialmente inestable: superficies requieren cierto tipo de soporte. la extensión del soporte determinara la falla asociada a dilución (10 a 30%).



Potencial falla mayor: Superficies requieren refuerzo extensivo (dilución mayor a 30%).



Potencial hundimiento: En esta zona el refuerzo no es util ya que las superficies continuaran fallando hasta que no existan espacios abiertos remanentes o la falla haya conectado con la superficie.

Los usuarios del grafico original de Mathews indicaban que el método no era capaz de determinar de manera correcta la extensión del nivel de hundimiento para minas explotadas mediante block caving, es decir, la frontera no entregaba áreas lo suficientemente extensas para propagar hundimiento. Al comparar el grafico de Mathews con el de Stewart and Forsyth es posible apreciar que la zona de potencial hundimiento, en este último, se encuentra ubicada a radio hidráulicos mayores y N menores, esto fue obtenido utilizando una aproximación del grafico de Laubscher el cual refleja de buena manera casos históricos de block caving.

Autores como Trueman Mawdesley extendieron el grafico de estabilidad original de Mathews incrementando el número de casos históricos desde 176 a 485, todos los nuevos casos fueron calculados a partir de los factores de ajuste originales propuestos por Mathews. Por su parte 100 de los casos modificados y agregados desde el grafico de Potvin y por Stewart Forsyth fueron desechados debido a que no poseían información consistente. Mawdesley llevo a cabo regresiones a la base de datos extendidos para delinear las zonas de estabilidad de manera estadística y para determinar líneas de isoprobabilidad para escenarios estables falla menor y falla mayor. Una de las ventajas de las regresiones es que la no certeza en la aplicación del método de Mathews puede ser cuantificada dentro de un amplio rango de geometrías de caserón y condiciones de macizo rocoso. El grafico de estabilidad extendido de Mathews posee una escala logarítmica tanto en el eje horizontal como en el vertical ya que ofrece una imagen más clara de las zonas. Las fronteras estable- falla y falla -falla mayor quedan definidas por las siguientes funciones. 22

Con estos datos entramos a los gráficos proporcionados por CGI.

Figura 13: Método grafico de estabilidad (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial.)

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Figura 14: Método grafico de estabilidad, Curva de isoprobabilidad para una excavación estable basado en regresión logistica (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial)

Figura 15: Método grafico de estabilidad, Curva de isoprobabilidad de falla (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial)

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Figura 16: Método grafico de estabilidad, Curva de isoprobabilidad de colapso (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial)

4. INVESTIGACIONES BÁSICAS Se dispone de los siguientes datos del yacimiento.

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Figura 17: Perfil transversal del yacimiento (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial) DATOS GENERALES DEL PROYECTO

Nombre del cuerpo: BETTY Nombre del proyecto: CGI Factor de seguridad del diseño: 1.3 CARACTERÍSTICAS GEOTÉCNICAS DEL YACIMIENTO RMR 50 DENSIDAD 3,3 Tn/m3 UCS 100 Mpa RQD 55 % Frecuencia de fracturas por metro 7 ff/m: 3.10, poco fracturado estrcuturas Rugosas he irregulares sin alteracion Tipo de Roca granodiorita Reistencia a la traccion 4 Mpa Familia de discontinuidades 3 Familias Resistencia de la Roca Intacta

25,25252525

100/(0,033*120) competencia alta>150

CARACTERÍSTICAS GEOTÉCNICAS PARED COLGANTE (HAHGING WALL) Y PARED PENDINTE (FOOT WALL) RMR 60 DENSIDAD 2,6 Tn/m3 UCS 120 Mpa RQD 70 % Frecuencia de fracturas por metro 7 ff/m: 3.10, poco fracturado estrcuturas Rugosas he irregulares sin alteracion Tipo de Roca granodiorita Reistencia a la traccion 4 Mpa Familia de discontinuidades 3 Familias Resistencia de la Roca Intacta

38,46153846

120/(0,026*120) competencia alta>150

OTROS DATOS DEL CUERPO MINERALIZADO Y CAJAS K N-S 1,4 K E-W 1,6 Factor b (Mathews): La familia del sistema dominante tiene un buzamiento de 60° y su rumbo es paralelo a la caja techo Factor C (Mathews): El buzamiento de la caja techo y piso es de 80°

Cuadro 1: Datos del proyecto (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial)

5. METODOLOGIA DE ANÁLISIS 1) SELECCION METODO DE EXPLOTACION  Para esta selección se utilizara el método cuantitativo de Nicholas, cuyos parámetros se incluyen en la siguiente tabla.

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Geometria yacimiento Masivo yacimiento masivo Tabular 2 dimensiones mayor a su potencia Irregular Potencia min max Angosto 0 10 Intermedio 10 30 Ancho 30 100 Muy ancho 100 10000 Manteo min max Horizontal 0 20 Intermedio 20 55 Vertical 55 90 Dist. Leyes Uniforme Gradacional Diseminado Caracteristicas Geomecanicas Roca Intacta UCS/s1 Baja 0 8 Mediana 8 15 Alta 15 10000 Espaciamiento estructuras ff/m muy cercanas 16 10000 poco espac. 10 16 Espaciadas 3 10 muy espaciadas 0 3 Condición estructuras baja sin relleno mediana sin relleno/rugosas alta relleno mineral > competente que roca intacta

Cuadro 2: Datos necesarios para selección del método de explotación según Nicholas (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial)



Como primer paso se valora las características físicas y geológicas del yacimiento.

Yacimiento Metodo explotación Open Pit Block Caving Sublevel Stoping Sublevel Caving Longwall mining Room and Pillar Shrinkage Stoping Cut and Fill Stoping Top Slicing Square Set

Forma general yacimiento Masivo 3 4 2 3 -49 0 2 0 3 0

Tabular/platy 2 2 2 4 4 4 2 4 3 2

Irregular 3 0 1 1 -49 2 1 2 0 4

Ancho del yacimiento Angosto 2 -49 1 -49 4 4 1 4 -49 4

Intermedio 3 0 2 0 0 2 1 4 0 4

Ancho 4 2 4 4 -49 -49 2 0 3 4

muy ancho 4 4 3 3 -49 -49 4 0 4 1

Cuadro 3: Características geométricas del yacimiento (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial)

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Yacimiento

Orientación

Metodo explotación Open Pit Block Caving Sublevel Stoping Sublevel Caving Longwall mining Room and Pillar Shrinkage Stoping Cut and Fill Stoping Top Slicing Square Set

Horizontal 3 3 2 1 4 4 2 0 4 2

Intermedio 3 2 1 1 0 1 1 3 1 3

Distribución de las leyes Vertical 4 4 4 4 -49 0 4 4 2 3

Uniforme Gradacional 3 3 4 2 3 3 4 2 4 2 3 3 3 2 3 3 4 2 3 3

Erratico 3 0 1 0 0 3 1 3 0 3

Cuadro 4: Características fisicas del yacimiento (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial)



A continuación se valorara las características geomecánicas del depósito.

Mineral

Competencia macizo

Open Pit Block Caving Sublevel Stoping Sublevel Caving Longwall mining Room and Pillar Shrinkage Stoping Cut and Fill Stoping Top Slicing Square Set

Baja 3 4 -49 0 4 0 1 3 2 4

Mediana 4 1 3 3 1 3 3 2 3 1

Espaciamiento Fracturas Alta 4 1 4 3 0 4 4 2 3 1

muy cercanas 2 4 0 0 4 0 0 3 1 4

poco espac. Espaciadas muy espaciadas 3 4 4 4 3 0 0 1 4 2 4 4 4 0 0 1 2 4 1 3 4 3 2 2 1 2 4 4 2 1

Condicion estructuras baja 2 4 0 0 4 0 0 3 1 4

mediana 3 3 2 2 3 2 2 3 2 3

alta 4 0 4 2 0 4 4 2 4 2

Cuadro 5: Características geomecánicas del yacimiento (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial)



También se valoran las características geomecánicas de la pared colgante y pared pendiente.

Pared Colgante Open Pit Block Caving Sublevel Stoping Sublevel Caving Longwall mining Room and Pillar Shrinkage Stoping Cut and Fill Stoping Top Slicing Square Set

Baja 3 4 -49 3 4 0 4 3 4 3

Competencia macizo Mediana 4 2 3 2 2 3 2 2 2 2

Alta 4 1 4 1 0 4 1 2 1 2

muy cercanas 2 3 -49 3 4 0 4 3 3 3

Espaciamiento Fracturas poco espac. Espaciadas muy espaciadas 3 4 4 4 3 0 0 1 4 4 3 1 4 3 0 1 2 4 4 3 0 3 2 2 3 3 0 3 2 2

Condicion estructuras baja mediana alta 2 3 4 4 2 0 0 2 4 4 2 0 4 2 0 0 2 4 4 2 0 4 3 2 4 2 0 4 3 2

Cuadro 6: Características geomecánicas de la pared colgante (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial)

28

Pared Pendiente Open Pit Block Caving Sublevel Stoping Sublevel Caving Longwall mining Room and Pillar Shrinkage Stoping Cut and Fill Stoping Top Slicing Square Set

Baja 3 2 0 0 2 0 2 4 2 4

Competencia macizo Mediana 4 3 2 2 3 2 3 2 3 2

Alta 4 3 4 4 3 4 3 2 3 2

muy cercanas 2 1 0 0 1 0 2 4 1 4

Espaciamiento Fracturas poco espac. Espaciadas muy espaciadas 3 4 4 3 3 3 0 2 4 1 3 4 2 4 3 1 3 3 3 3 2 4 2 2 3 3 3 4 2 2

Condicion estructuras baja mediana alta 2 3 4 1 3 3 0 1 4 0 2 4 1 3 3 0 3 3 2 2 3 4 4 2 1 2 3 4 4 2

Cuadro 7: Características geomecánicas de la pared pendiente (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial)



Finalmente tomando en cuenta los factores de peso descritos en la siguiente tabla se puntúan los métodos de explotación.

Factores de peso Geometria yacimiento 1 Condiciones geomecanicas mineral 0,75 Condiciones geomecánicas pared colgante 0,6 Condiciones geomecánicas pared yacente 0,38 Ranking= A*K1 + B*K2 + C*K3 + D*K4

K1 K2 K3 K4

Cuadro 8: Factores de peso selección método de explotación (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial)

2) DIMENSIONAMIENTO DE LABORES, METODO BARTON (Q) Se elabora toda la data características en la labor de Q BARTON, dando resultado el siguiente cuadro. ESTERIL Zona de roca estéril no afectada por la alteración, en donde ocurre condiciones geomecánicas características de los macizos rocosos. [2] CLASE DE MACIZO ROCOSO RMR RMR DESCRIPCION

100 - 81

80 - 61

60 - 41

40 - 21

20 - 0

I MUY BUENA

II BUENA

III REGULAR

IV MALA

V MUY MALA

60

Cuadro 9: RMR ESTÉRIL (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial)

Un procedimiento para evaluar la estabilidad de una excavación subterránea determinar el abierto máximo en cual no es necesaria la instalación de sostenimiento [3].

29

DIMENSIONAMIENTO DE LABORES ESTERIL

Q'

SRF

Q

ESR

Sección Max (m)

Sección Diseño (m)

Observación

115,58 33,12 17,73 5,08 2,12 0,61

1,30 1,30 1,30 1,30 1,30 1,30

88,91 25,47 13,63 3,91 1,63 0,47

4 4 4 4 4 4

48,2 32,4 25,3 15,3 10,8 6,5

70 70 70 70 70 70

Excede la máxima sección permisible

RMR' CLASE RMR II-A II-B III-A III-B IV-A IV-B

Min 58 48 43 33 26 16

Max 68 58 53 43 36 26

Cuadro 10: METODO Q BARTON ESTÉRIL (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial)

YACIMIENTO Yacimiento Mineral es la acumulación natural de minerales en la corteza terrestre, en forma de uno o varios cuerpos minerales o meníferos agrupados, los cuales en este estado, pueden ser objeto de extracción y explotación industriales, en la actualidad o en un futuro inmediato. [4] CLASE DE MACIZO ROCOSO RMR RMR DESCRIPCION

100 - 81

80 - 61

60 - 41

40 - 21

20 - 0

I MUY BUENA

II BUENA

III REGULAR

IV MALA

V MUY MALA

50

Cuadro 11: RMR YACIMIENTO (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial)

30

DIMENSIONAMIENTO DE LABORES YACIMIENTO

RMR' CLASE RMR

Q'

SRF

Q

ESR

Sección Max (m)

Sección Diseño (m)

Observación

Min Max II-A 58 68 115,58 1,30 88,91 4 48,2 70 II-B 48 58 33,12 1,30 25,47 4 32,4 70 Excede la III-A 43 53 17,73 1,30 13,63 4 25,3 70 máxima sección III-B 33 43 5,08 1,30 3,91 4 15,3 70 permisible IV-A 26 36 2,12 1,30 1,63 4 10,8 70 IV-B 16 26 0,61 1,30 0,47 4 6,5 70 Cuadro 12: METODO Q BARTON YACIMIENTO (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial)

3) ANALISIS DE ESTABILIDAD Para este análisis se utilizara el método grafico de estabilidad de Mathews, 1980 y Potvin, 1988. Las dimensiones de la cámara según requerimientos de CGI son las siguientes. Determinación de estabilidad en caserones CUERPO BETTY

80 °

70 m

50 m

45 m

Figura 18: Grafico cámara (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficia

31

Se pide realizar un análisis en dirección N-S y E-W con valores distintos de k. Análisis N-S Según requerimientos de CGI el techo de la cámara coincide con el techo del yacimiento. Profundidad Peso especifico Esfuerzo vertical sv k=kmin=kmax Esfuerzo Horizontal

120 26 3,12 1,4 4,37

UCS

m KN/m3 Mpa

CORONA 2,6 1,4

Mpa

120 Mpa

Cuadro 13: Datos análisis de estabilidad 1 (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial)

Según requerimientos de CGI, se puede considerar la altura de la caja techo y piso en 120+70/2=155 metros en los dos tipos de materiales mapeados. Profundidad Peso especifico Esfuerzo vertical sv k=kmin=kmax Esfuerzo Horizontal UCS

155 33 5,115 1,4 7,16

m KN/m3 Mpa

CAJA TECHO Y PISO 3,3 tn/m3 1,4

Mpa

100 Mpa

Cuadro 14: Datos análisis de estabilidad 2 (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial)

Como primer paso de este análisis se calcula el Radio Hidraulico de las excavaciones expuestas. Altura Largo Area Perimetro Radio Hidraúlico Superficie m m m2 m m Norte 70 45 3150 230 13,7 Sur 70 45 3150 230 13,7 Yacente 70 50 3500 240 14,6 Colgante 70 50 3500 240 14,6 Techo 45 50 2250 190 11,8 Cuadro 15: Calculo de Radio Hidráulico (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial)

32

A continuación se calcula el índice de calidad tunelera para la roca y para el mineral. ROCA RQD Set de discontinuidad Dip Rugosidad Alteracion

RQD Jn Jr Ja

70 % 3 FAMILIAS DE DISCONTINUIDADES Vertical Rugosa regular y ondulamiento regular G.R: Inalterado 3 familias de juntas Jn=9 70 % 9 3 1

G.R: Diaclasa rugosa o irregular ondulada Jr=3 G.R: paredes de la discontinuidad unicamente manchadasJa=1

Q´ 23,3333333 Cuadro 16: Calculo índice de calidad tunelera Q’ 1 (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial) MINERAL RQD Set de discontinuidad Dip Rugosidad Alteracion

RQD Jn Jr Ja Q´

55 % 3 FAMILIAS DE DISCONTINUIDADES Vertical Rugosa regular y ondulamiento regular G.R: Inalterado 3 familias de juntas Jn=9 55 % 9 3 1 18,3333333

G.R: Diaclasa rugosa o irregular ondulada Jr=3 G.R: paredes de la discontinuidad unicamente manchadasJa=1

Cuadro 17: Calculo índice de calidad tunelera Q’ 2 (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial)

33

A continuación se calcula el factor A. Ajuste por esfuerzo inducido. Esfuerzos inducidos en el techo de la excavación sv

H A * H/A sv sh1 sh1 *K sh1/sv si/sv ES. Inducidosi UCS/si A

70 m

45 m

70 45 1,6 3,12 4,37 1,40 1,9 5,928 20,2 1

m m

50 45 1,1 4,37 4,37 1,00 0,9 3,93 30,5 1,00

m m

Mpa Mpa

Mpa max

Esfuerzos inducidos en backs (pared Norte y sur) sh1

sh2

50 m

45 m

H A H/A sh1 sh2 *K sh2/sh1 si/sh1 si UCS/si A

Mpa Mpa MENOR Mpa

Cuadro 18: Calculo Factor A esfuerzo inducido 1 (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial)

Se toma el menor valor

34

Esfuerzos inducidos en pared colgante y yacente A lo largo de la vertical sv

sh1

70 m

45 m

H A H/A sv sh1 K* sh1/sv sv/si si UCS/si A

70 45 1,6 5,115 7,16 1,40 0,3 1,5345 65,2 1

m m Mpa Mpa MENOR Mpa

Zona decompresion

A lo largo del plano horizontal sh1

sh2

50 m

45 m

H A H/A sh1 sh2 K* sh2/sh1 sh1/si si UCS/si A

50 45 1,1 7,2 7,161 1,00 0,85 6,08685 16,4 1,00

m m Mpa Mpa

Mpa

Zona de compresion

Cuadro 19: Calculo Factor A esfuerzo inducido 2 (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial)

Se toma el menor valor A continuación calculamos el factor B. Factor de ajuste por orientación. FACTOR B ORIENTACIÓN DISCONTINUIDADES DIFERENCIA EN RUMBO

DIFERENCIA EN DIP

B

Superficie

m

m

Norte

90

30

1

Sur

90

30

1

Yacente

0

20

0,3

Colgante

0

20

0,3

Techo

0

60

0,8

Cuadro 20: Calculo Factor B ajuste por orientación (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial)

35

Finalmente calculamos el factor C. Factor gravitacional. FACTOR C ORIENTACIÓN PARED MANTEO PARED C Superficie m Norte 90 8 Sur 90 8 Yacente 80 6,784462756 Colgante 80 6,8 Techo 0 1 Cuadro 21: Calculo Factor C factor gravitacional POTVIN (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial)

Con estos datos se calcula el número de estabilidad N Cuadro 22: Radio Hidráulico y Numero de estabilidad (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial).

36

Figura 19: Grafico de estabilidad/Caving con resultados (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial)

Figura 20: Grafico de estabilidad con resultados (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial)

Probabilidad de estabilidad Mawdesley

Utilizando los valores encontrados en el análisis grafico de estabilidad de Mathews y Potvin, ingresamos a los gráficos de probabilidad de falla propuestos por Mawdesley.

37

Figura 21: Grafico probabilidad de estabilidad con resultados (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial)

38

Figura 22: Grafico probabilidad de falla con resultados (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial)

39

Figura 23: Grafico probabilidad de colapso con resultados (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial)

Análisis E-W Según requerimientos de CGI se realizara el análisis de estabilidad en la dirección E-W con un k de 1.6. Profundidad Peso especifico Esfuerzo vertical sv k=kmin=kmax Esfuerzo Horizontal UCS

120 26 3,12 1,6 4,99

m KN/m3 Mpa

CORONA 2,6 1,6

Mpa

120 Mpa

Cuadro 23: Análisis de estabilidad en la dirección E-W con un k de 1.6. 1 (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial).

40

Profundidad Peso especifico Esfuerzo vertical sv k=kmin=kmax Esfuerzo Horizontal UCS

155 33 5,115 1,6 8,18

m KN/m3 Mpa

CAJA TECHO Y PISO 3,3 tn/m3 1,6

Mpa

100 Mpa

Cuadro 24: Análisis de estabilidad en la dirección E-W con un k de 1.6. 2 (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial).

Los valores del radio hidráulico son los mismos que en el caso N-S. Los valores del índice tunelero Q’ son los mismos que en el caso N-S. Calculo del factor A. Esfuerzos inducidos en el techo de la excavación sv

H A * H/A sv sh1 sh1 *K sh1/sv si/sv ES. Inducidosi UCS/si A

70 m

45 m

70 45 1,6 3,12 4,99 1,60 2,5 7,8 15,4 1

m m

50 45 1,1 4,99 4,99 1,00 0,95 4,74 25,3 1,00

m m

Mpa Mpa

Mpa max

Esfuerzos inducidos en backs (pared Norte y sur) sh1

sh2

50 m

45 m

H A * H/A sh1 sh2 *K sh2/sh1 si/sh1 si UCS/si A

Mpa Mpa MENOR Mpa

Cuadro 25: Calculo Factor A E-W esfuerzo inducido 1 (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial)

Se toma el menor valor

41

Esfuerzos inducidos en pared colgante y yacente A lo largo de la vertical sv

sh1

70 m

45 m

H A * H/A sv sh1 K* sh1/sv sv/si si UCS/si A

70 45 1,6 5,115 8,18 1,60 0,1 0,5115 195,5 1

m m Mpa Mpa MENOR Mpa

Zona decompresion

A lo largo del plano horizontal sh1

sh2

50 m

45 m

H A * H/A sh1 sh2 K* sh2/sh1 sh1/si si UCS/si A

50 45 1,1 8,2 8,184 1,00 0,85 6,9564 14,4 1,00

m m Mpa Mpa

Mpa

Zona de compresion

Cuadro 26: Calculo Factor A E-W esfuerzo inducido 2 (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial)

Se toma el menor valor Como puede verse el factor A no ha sufrido cambio por el cambio de valor de K de 1.4 a 1.6. El factor B tampoco sufre cambios. El factor C tampoco sufre cambios. Al no sufrir cambios ninguno de los factores del análisis de estabilidad en la dirección E-W. Se obtendrán los mismos resultados que en el análisis N-S.

42

6. RESULTADOS A continuación, se presentan, los resultados obtenidos de la selección del método de explotación y del análisis de estabilidad, de una cámara de explotación propuesta por CGI, además de la probabilidad de estabilidad, probabilidad de falla y probabilidad de falla mayor. Selección del método de explotación Metodo Open Pit Block Caving Sublevel Stoping Sublevel Caving Longwall mining Room and Pillar Shrinkage Stoping Cut and Fill Stoping Top Slicing Square Set

Yacimiento 14 14 12 12 -145 -46 12 7 11 7

Mineral 8,25 5,25 5,25 6,75 2,25 6 6,75 5,25 5,25 4,5

Colgante 6,6 3,6 4,2 3,6 3 4,8 3,6 4,2 3,6 4,2

Yacente 4,18 3,42 2,66 3,42 3,8 3,8 3,04 3,04 3,04 3,04

Total 33,03 26,27 24,11 25,77 -135,95 -31,4 25,39 19,49 22,89 18,74

Sel. Metodo 1 2 3

4

Cuadro 27: Puntaje según método de selección de explotación Nicholas (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial)

Del análisis realizado tenemos al método de Open Pit (1), como el método con mayor puntuación, luego tenemos al método Block Caving (2) y finalmente al método Sublevel Caving (3). El método Open Pit pertenece a los métodos superficiales de explotación, por lo que quedaría descartado en este caso en particular. El método Block Caving resulta adecuado pues en comparación con el método Sublevel Caving es menos costoso.

43

Figura 24: Esquema método de explotación Block Caving (Fuente Ramirez P., De la cuadra L., Lain R., Grijalbo E. (1991). IGME. España: Mecánica de rocas aplicada a la minería metálica subterránea)

Sin embargo se debe tomar en cuenta que el valor de RQD es determinante en este método, pues el mineral debe fragmentarse para poder cargarse, en nuestro caso el RQD del mineral es del 55% relativamente alto y el del estéril es de 70% valor alto. También desde el punto de vista de seguridad se debe tener un buen manejo de las aguas subterráneas. Por lo que como segunda opción no debe descartarse el método Sublevel Caving

44

Figura 25: Esquema método de explotación Sublevel Caving (Fuente Ramirez P., De la cuadra L., Lain R., Grijalbo E. (1991). IGME. España: Mecánica de rocas aplicada a la minería metálica subterránea)

De acuerdo al análisis realizado con la información geológica, geometría de la cámara y los parámetros geomecanicos, se obtiene que el techo tiene posibilidades de falla.

RESULTADOS Superficie Norte Sur Yacente Colgante Techo

RH m 13,695652 13,695652 14,583333 14,583333 11,842105

A

B

1 1 1 1 1

1 1 1 1 0,8

N°Estabilidad N 8 186,6666667 8 186,6666667 8 146,6666667 6,7844628 124,3818172 1 18,66666667 C

z 3,3304494 3,3304494 3,0486533 2,9179947 1,7147531

Logit value p 0,96545876 0,96545876 0,95472435 0,94872885 0,84745176

Probabilidad estable

Probabilidad Falla

Probabilidad falla mayor

100% 100% 95% 95% 18%

0% 0% 0% 0% 60%

0% 0% 0% 0% 30%

Cuadro 28: Resultados Análisis de estabilidad camara (Fuente Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial)

Del análisis de probabilidad de estabilidad, probabilidad de falla y probabilidad de falla mayor se tiene que con estas dimensiones de cámara 70x50x45 se tiene posibilidades de fallas localizadas en el techo, en las demás caras o superficies se hallan en buen estado. No se presentara así colapso del mismo. La dilución estaría entre 10-30%. Con esta información tampoco se deben descartar los métodos como Shrinkage Stoping y el Sublevel Stoping.

45

Figura 26: Esquema método de explotación Shrinkage Stoping (Fuente Ramirez P., De la cuadra L., Lain R., Grijalbo E. (1991). IGME. España: Mecánica de rocas aplicada a la minería metálica subterránea)

46

Figura 25: Esquema método de explotación Sublevel Stoping (Fuente Ramirez P., De la cuadra L., Lain R., Grijalbo E. (1991). IGME. España: Mecánica de rocas aplicada a la minería metálica subterránea)

7. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES Se realizó todos los objetivos descritos, primeramente con dimensionamiento de labores Q de Barton, un procedimiento para evaluar la estabilidad de una excavación subterránea determinar el abierto máximo en cual no es necesaria la instalación de sostenimiento, el cual es de 18 mts de profundidad aproximadamente. Luego se presentó los métodos de explotación el más conveniente sería Block Caving por temas de geometría del yacimiento, características geomecánicas, economía y practicidad, sin embargo la opción Sublevel Caving es más segura y no debe descartarse. Asimismo los métodos Shrinkage Stoping y el Sublevel Stoping resultan factibles para este caso, debido a la competencia geomecanica del mineral y roca estéril. Se ha realizado un análisis de estabilidad de una cámara propuesta por CGI concluyendo que la misma es estable, con riesgo de fallas localizadas en el techo pero con probabilidad baja de colapso de la cámara. A luz de estos resultados, se recomienda analizar en diseño final todas estas opciones con las siguientes prioridades. 1. Block Caving 2. Sublevel Caving. 3. Shrinkage stoping 4. Sublevel Stoping Finalmente, la experiencia en labores mineras indica que se debe ser flexible en la selección de un método de explotación, es decir se puede comenzar con un método y cambiar a otro a medida que aumenta la explotación y los riesgos de hundimientos se hacen más evidentes. Se debe analizar esta opción en diseño final.

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BIBLIOGRAFÍA [1] tomado de “Manual de Ingeniería Geológica”. F. J. Ayala Carcedo (ITGE) 1989. [2]Factores influyentes en la inestabilidad del macizo rocoso. (2017). seguridad minera, [online] (125), p.1. Available at: http://www.revistaseguridadminera.com/operaciones-mineras/factoresinfluyentes-en-la-inestabilidad-del-macizo-rocoso/ [Accessed 15 Mar. 2019]. [3] Rodríguez C., Guillermo (2018). Centro Geotécnico Internacional, Lima Perú. Material de apoyo del Módulo VI “Diseño geomecánico de excavaciones subterráneas” del Diplomado en Geomecánica Subterránea y Superficial. [4]EcuRed contributors. (11 julio 2012 19:12 UTC). Yacimiento mineral. 15/03/2019, de Ecured Sitio web: https://www.ecured.cu/index.php?title=Especial:Citar&page=Yacimiento_mineral&id=1596024 [5] 1) L. M. MUÑOZ FERNANDE. (1987). APLICACiÓN DE LAS CLASIFICACIONES GEOMECANICAS AL ESTUDIO DE EXCAVACIONES SUBTERRANEAS. 23/05/2018, de EPRINTS Sitio web: http://eprints.ucm.es/34223/1/aplicacion_munoz_HEN_1987.pdf

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