344027351-Informe-Geomecanico-Andaychagua-DCR.pdf

In I ngenieros S.R.Ltda. Geomecánica en Minería yObras Civiles

Lima, 02 de Marzo del 2010 Señor Ingeniero Roberto Maldonado Astorga Gerente Central de Operaciones Volcan Compañía Minera S.A.A. Presente.Ref. Evaluación Geomecánica del Minado de Mina Andaychagua Estimado Ingeniero: Es grato dirigirme a Ud. a fin de remitirle adjunto a la presente, el informe técnico "Evaluación Geomecánica del Minado de Mina Andaychagua”, elaborado por mi representada por encargo de ustedes. Sin otro particular y a la espera de sus gratas órdenes, quedo de Ud. Muy atentamente,

MSc. Ing. David Córdova Rojas Gerente Técnico c.c. Ing. Andrés Osorio - Gerente de Operaciones Unidad Yauli Ing. Daniel Torres – Superintendente de Planeamiento

Se adjunta: 3 Ejemplares impresos 3 CD con el estudio completo Calle Altamira 124 Urb. Urb. Camino Real La Molina Lima Perú Perú - Telefax. 3587791 – Celular 992734704 992734704 999850895

E-mail: [email protected]

_____________________ ________________________________ _____________________ _____________________ ____________________ _________

VOLCAN COMPAÑÍA MINERA S.A.A. _____________________ ________________________________ _____________________ _____________________ ____________________ _________

EVALUACION GEOMECANICA DEL MINADO

Armadura de la losa

Base de la losa superior y tope de la losa inferior

MINA ANDAYCHAGUA INFORME TECNICO PREPARADO PARA: Volcan Compañía Minera S.A.A.

PREPARADO POR: In I ngenieros S.R.Ltda. Geomecánica en Minería y Obras Civiles

MARZO 2010 LIMA – PERU

VOLCAN COMPAÑIA MINERA S.A.A.

Marzo 02, 2010

Evaluación Geomecánica del Minado de Mina Andaychagua

EVALUACION GEOMECANICA DEL MINADO MINA ANDAYCHAGUA CONTENIDO

1.

2.

3.

RESUMEN, CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES RECOMENDACIONES

1

1.1 1.2 1.3

1 2 5

INTRODUCCION

8

2.1 2.2 2.3

8 9 11

Objetivo y alcance Aspectos técnicos Actividades realizadas

MINA ANDAYCHAGUA

13

3.1 3.2

Ubicación y acceso Marco geológico

13 13

3.2.1 3.2.2 3.2.3 3.2.4 3.2.5

13 13 15 16 16

3.3

4.

Resumen Conclusiones Recomendaciones

Geomorfología Geología regional Geología local Geología estructural Geología económica

Aspectos del minado

17

3.3.1 3.3.2 3.3.3 3.3.4

17 18 19 20

Estructura de la mina Método de minado Operaciones unitarias Losas de concreto

INVESTIGACIONES INVESTIGACIONES BASICAS

23

4.1.

Caracterización Caracteri zación de la masa rocosa

23

4.1.1 4.1.2 4.1.3 4.1.4

23 24 24 28

4.2 4.3

Registro de datos Aspectos litológicos Distribución de discontinuidades Características estructurales estructurales

Clasificación de la masa rocosa Zonificación geomecánica de la masa rocosa

30 31 Página

DCR Ingenieros S.R.Ltda.

I


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4.4

4.5 4.6 5.

7.

32

4.4.1 Resistencia de la roca intacta 4.4.2 Resistencia de las discontinuidades 4.4.3 Resistencia de la masa rocosa

32 33 34

Condiciones del agua subterránea Esfuerzos in-situ

35 36

ANALISIS DE DISEÑO

37

5.1 5.2 5.3 5.4 5.5

Generalidades Direcciones preferenciales de avance de las excavaciones Aberturas máximas de las excavaciones y autosostenimiento Estabilidad estructuralmente controlada Estabilidad controlada por esfuerzos

37 37 37 38 39

5.5.1 5.5.2 5.5.3 5.5.4

40 41 43 44

5.6 6.

Resistencia de la roca

Niveles de esfuerzos que la roca transmite a las losas Altura de la losa y ancho de minado Resistencia de la losa y ancho de minado Altura de tajeo y ancho de minado

Diseño estructural de las losas

44

ALTERNATIVAS DE MINADO

47

6.1 6.2 6.3

47 50 50

Selección del método de minado Corte y relleno descendente de mina Andaychagua Método de minado alternativo

REFERENCIAS BIBLIOGRAFICAS

53

ANEXOS

Anexo 1 Anexo 2 Anexo 3 Anexo 4 Anexo 5 Anexo 6 Anexo 7 Anexo 8 Anexo 9 Anexo 10

Método de minado – Modalidad “frontoneo” Método de minado – Modalidad “banqueo” Sistema de reforzamiento de las losas Data básica del mapeo geotécnico de afloramientos rocosos Data básica del mapeo geotécnico de sondajes diamantinos Resultados de ensayos de laboratorio de mecánica de rocas Análisis estabilidad estructuralmente controlado Modelamiento numérico con el software PHASE 2. Diseño estructural de las losas Esquemas de alternativa de minado Página DCR Ingenieros S.R.Ltda.

II


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RELACION DE FIGURAS

Figura 4.1 Figura 4.2 Figura 4.3 Figura 4.4 Figura 4.5 Figura 4.6 Figura 5.1: Figura 5.2:

Diagrama estereográfico de contornos del compósito de fallas. Diagrama estereográfico de planos principales del compósito de fallas. Diagrama de roseta del compósito de fallas. Diagrama estereográfico de contornos del compósito de discontinuidades menores. Diagrama estereográfico de planos principales del compósito de discontinuidades. Diagrama de roseta del compósito de discontinuidades menores. Criterio de equilibrio límite adaptado de Mitchell, 1991. Diagrama de estabilidad para el diseño de losas con paredes verticales para un FoS de 2. Diagrama basado en el mecanismo de falla por flexión.

RELACION DE CUADROS

Cuadro 3.1 Cuadro 4.1 Cuadro 4.2 Cuadro 4.3 Cuadro 4.4 Cuadro 4.5 Cuadro 4.6 Cuadro 4.7 Cuadro 4.8 Cuadro 4.9 Cuadro 4.10 Cuadro 4.11 Cuadro 5.1 Cuadro 5.2 Cuadro 6.1

Componentes de 1m3 de concreto Sistemas de discontinuidades estructurales mayores (fallas) Sistemas de discontinuidades estructurales menores Criterio para la clasificación de la masa rocosa Resumen de calidad RMR de la masa rocosa – Mina Andaychagua Dominios estructurales – Mina Andaychagua Resultados de ensayos con el martillo de Schmidt Resultados de ensayos de carga puntual Resultados de los ensayos de compresión triaxial Resultados de los ensayos de propiedades físicas Resultados de ensayos de corte directo en discontinuidades Propiedades de resistencia de la masa rocosa Altura de losa vrs span del tajeo Reforzamiento principal de las losas Métodos de minado subterráneo en orden de costos

RELACION DE LAMINAS

Lámina 1 Lámina 2 Lámina 3 Lámina 4 Lámina 5

Plano geológico superficial de Mina Andaychagua Plano geológico compósito por niveles Plano geomecánico compósito por niveles Sección longitudinal de Veta Andaychagua Secciones transversales de Veta Andaychagua

Página DCR Ingenieros S.R.Ltda.

III


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1.

RESUMEN, CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES

1.1

Resumen

Volcan Compañía Minera S.A.A., contrató los servicios de DCR Ingenieros S.R.Ltda., para que este realizara una evaluación geomecánica detallada de la Veta Andaychagua, en relación al método de minado que actualmente se utiliza, corte y relleno descendente con losas de concreto armado, con el fin de buscar mejoras en este método de minado, en particular en la estabilidad de las losas, y ver posibilidades de utilizar otras alternativas de minado de este yacimiento. En este informe se presentan el desarrollo y los resultados del trabajo realizado por DCR Ingenieros S.R.Ltda. En primer lugar se presenta la información geológica geomecánica básica, desarrollada con el fin de obtener la data necesaria sobre los factores principales de control de la estabilidad de las excavaciones y estimar los parámetros geomecánicos básicos. Luego se presentan los resultados de los análisis de diseño, los cuales fueron realizados integrando toda la información geológica geomecánica desarrollada, con el fin de predecir el rendimiento mecánico de las configuraciones de minado bajo las condiciones predominantes de la masa rocosa. Finalmente, como resultado de todos los trabajos desarrollados, se proponen las estrategias o alternativas de minado de Veta Andaychagua. Una parte importante de este estudio, ha sido la evaluación realizada sobre las losas de concreto armado asociadas al minado de Veta Andaychagua. Al respecto, se han realizado análisis de los esfuerzos que la roca transmite a las losas, las relaciones entre altura o espesor de las losas y el ancho de minado (span), las relaciones entre resistencia de la losa y el ancho de minado, las relaciones entre la altura y el ancho del tajeo, y el diseño estructural de las losas. Todos estos análisis por ahora dan un sustento técnico racional para el dimensionamiento de las losas, siendo recomendable la lectura del informe técnico presentado en el Anexo 9, por los importantes aspectos que se abordan y por las conclusiones y las recomendaciones que se dan para reformular el diseño estructural de las losas, anticipándose que es posible su optimización, lo cual contribuirá a mejorar el minado de Veta Andaychagua. Finalmente se concluye que para el minado de Veta Andaychagua, por ahora debe continuar utilizándose el método de minado corte y relleno descendente con losas de concreto armado, considerando las conclusiones y recomendaciones que se dan en este informe. Podría haber alguna otra alternativa de minado, como el método subniveles ascendentes o descendentes con relleno cementado, que se plantea en el Capítulo 6, pero este estaría condicionado al control de las condiciones de estabilidad de las cámaras de techo y piso; si esto fuera posible, podría funcionar este método de minado. Página DCR Ingenieros S.R.Ltda.

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1.2

Conclusiones

1.

El distrito minero de Andaychagua se ubica al Sur-Este del Domo de Yauli, el cual esta constituido por una serie de anticlinales y sinclinales, conformado por varias unidades estratigráficas reconocidas desde el Paleozoico Inferior hasta el Cretáceo. Ocurren así, desde la más antigua hasta la más reciente, rocas de los Grupos Excélsior, Mitu (facies sedimentaria y volcánica – Volcánicos Catalina), Pucará, Goyllarisquizga, y Machay. Rocas intrusivas cortan a las unidades formacionales existentes.

2.

Los rasgos geoestructurales más importantes del área de estudio son el plegamiento y el fallamiento. El Domo de Yauli esta conformado por una serie de anticlinales y sinclinales producto del tectonismo, siendo el anticlinal Chumpe, de orientación andina, uno de los más importantes, ubicado al Oeste de la Mina Andaychagua. Existen dos sistemas de fallamientos, uno paralelo al eje del anticlinal y otro perpendicular al mismo.

3.

La mina Andaychagua presenta un sistema de vetas que se encuentran al Sur-Este del intrusivo Chumpe y en el flanco Este del anticlinal del mismo nombre. La veta Andaychagua es la más importante, con rumbo N30°E y buzamiento 72°- 90°NW (en algunos casos buza al SE), con una longitud mineralizada (Pb, Zn y Ag) de 3 Km y con potencias de 1.8 a 7.5 m llegando a los 18 m. Es un depósito hidrotermal de alcance hipo a epitermal, donde la mineralización esta asociada con los halos de alteración hidrotermales.

4.

De manera simplificada, en la zona de explotación actual de la Veta Andaychagua, se presentan en orden de presencia rocas volcánicas (Volcánicos Catalina), filitas (Grupo Excélsior), metavolcánicos e intrusivos. La roca volcánica se ubica en la parte superior y debajo de ésta se presentan las filitas. Por la presencia del sinclinal las filitas en los extremos SW y NE se ubican en cotas más altas y en la parte central se ubica a mayor profundidad, a partir del Nv. 900. Los metavolcánicos se ubican generalmente dentro de las filitas. La roca intrusiva se presenta mayormente en la parte central de la Veta Andaychagua y al piso o al techo de la misma. La veta consiste de una brecha volcánica.

5.

En el Capítulo 3 (Acápite 3.3) se hace una descripción detallada sobre los diferentes aspectos del minado de Veta Andaychagua. El método de explotación que se utiliza es el corte y relleno descendente con losas de concreto armado para tener un techo seguro cuando se proceda a explotar el piso inferior y con sostenimiento activo (pernos y shotcrete reforzado con fibra sintética). El objetivo de este trabajo es la evaluación geomecánica de este método de minado a fin de ver alternativas de mejoras del mismo. Página DCR Ingenieros S.R.Ltda.

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6.

Los resultados del análisis de distribución de los sistemas de discontinuidades estructurales, han indicado las siguientes características del arreglo estructural de la masa rocosa asociada a la Veta Andaychagua: R

R

R

Los sistemas de discontinuidades menores, conformados principalmente por diaclasas, tienen cierto grado de correlación con los sistemas de discontinuidades mayores, conformados principalmente por el fallamiento. De manera general, tanto para las fallas como para las diaclasas, la tendencia general del arreglo estructural de la masa rocosa presenta cuatro sistemas de discontinuidades, dos principales y dos secundarios. Los sistemas principales, Sistema 1 y Sistema 2, tienen rumbo paralelo a la veta (NE) y buzamientos altos y opuestos al NW y SE respectivamente. Los sistemas secundarios, Sistema 3 y Sistema 4, tienen rumbo perpendicular a la veta (NW) y buzamientos moderados a altos y opuestos al NE y SW respectivamente. En todos los tipos de rocas presentes en la zona de estudio (mineral, volcánico, filita, metavolcánico e intrusivo) persiste la misma tendencia de arreglo estructural de la masa rocosa descrita en el párrafo anterior. En el mineral predominan los dos sistemas principales de fallamiento: Sistema 1 y Sistema 2

7.

Las características estructurales de las fallas y diaclasas se presentan en detalle en los Anexos 1 y 2 y un resumen en el Acápite 4.1.4 de este informe. Para el caso de las diaclasas estas características se presentan para cada uno de los tipos de rocas presentes en el área de estudio.

8.

Los resultados de la clasificación geomecánica de la masa rocosa de la Veta Andaychagua, según el criterio adoptado (Bieniawski, 1989), ha indicado que el mineral y las filitas negras tienen calidad Mala A (IVA RMR 31-40), las filitas silicificadas y los metavolcánicos tienen calidad Regular B (IIIB RMR 41-50) y los volcánicos e intrusivos tienen calidad Regular A (IIIA RMR 51-60). Debe quedar claro que todas las rocas encajonantes nombradas corresponden a las cajas sanas. En el contacto con el mineral la masa rocosa de los diferentes tipos de rocas se presenta muy alterada, constituyendo lo que se denomina la “falsa caja”, formando un paquete de 1 a 1.5 m hasta 2 m de espesor, cuya calidad generalmente es Mala B (IVB RMR 25 - 30).

9.

La zonificación geomecánica ha sido definida considerando principalmente los aspectos litológicos y de calidad de la masa rocosa, según esto, se han definido cuatro dominios estructurales: DE-IIIA, DE-IIIB, DE-IVA y DE-IVB. En el dominio DEPágina DCR Ingenieros S.R.Ltda.

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IIIA están los volcánicos y los intrusivos, en el dominio DE-IIIB están las filitas silicificadas y el metavolcánico, en el dominio DE-IVA están el mineral y las filitas negras, y en el dominio DE-IVB está la roca de falsas cajas (en filitas y volcánicos). 10. Los parámetros de resistencia tanto de la roca intacta, de las discontinuidades como de la masa rocosa se presentan en el Acápite 4.4 de este informe. Estos han sido obtenidos utilizando varios procedimientos alternativos incluyendo ensayos de laboratorio de mecánica de rocas y utilización de criterios de falla como el de Hoek & Brown (2002, 2006). 11. Según se puede observar en los formatos de las estaciones de mapeo geotécnico de las labores subterráneas, las condiciones de presencia de agua corresponden desde húmedo hasta mojado. Sin embargo, in-situ se puede observar presencia de agua en forma de goteos y hasta flujos importantes. Uno de los problemas principales de Mina Andaychagua es la presencia del agua, que conjuntamente con la roca de calidad mala del mineral y las cajas, complican las condiciones de estabilidad de las excavaciones asociadas al minado. 12. Considerando profundidades máximas de minado de 550 a 750 m, se ha estimado que el esfuerzo vertical in-situ sería de 15 a 21 MPa. La constante “k” (relación de los esfuerzos horizontal a vertical) para determinar el esfuerzo in-situ horizontal fue tomada como k = 0.7, a partir de las consideraciones dadas en los estudios previos. Con k = 0.7 se obtienen esfuerzos in-situ horizontales de 11 a 15 MPa. Se anticipa que los esfuerzos serán de magnitudes moderadas a altas y que la influencia de estos en las excavaciones futuras, será un factor determinante a considerar para la estabilidad de las mismas. 13. Utilizando toda la información geológica y geomecánica desarrollada en los Capítulos 3 y 4 y utilizando herramientas de cálculo de la mecánica de rocas, se ha llevado a cabo un número de análisis, mediante los cuales se han determinado las direcciones preferenciales de avance de las excavaciones, las aberturas máximas y el sostenimiento de las excavaciones tanto permanentes como temporales; también se ha evaluado la influencia del arreglo estructural de la masa rocosa y la influencia de los esfuerzos sobre las condiciones de estabilidad de las excavaciones y las losas asociados al minado de Veta Andaychagua. Toda esta información es dada en el Capítulo 5. 14. Sobre el diseño estructural de las losas de Andaychagua, se presenta en el Anexo 9 el correspondiente informe técnico, en donde se dan las conclusiones respectivas. Se sugiere al lector remitirse al citado informe. Página DCR Ingenieros S.R.Ltda.

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1.3

Recomendaciones

1.

Durante los trabajos de campo se han observado en los algunos tajeos acumulación significativa de agua en el piso, que no es drenada oportunamente. Esta agua se está infiltrando constantemente dentro de la masa rocosa mineral y cajas, causando perturbación de la masa rocosa y complicando las condiciones del minado en los tajeos inferiores. Es recomendable por tanto implementar adecuados sistemas de drenaje en estas labores. Es recomendable también contratar los servicios de una empresa especializada en hidrogeología, para que realice una evaluación detallada de las condiciones de presencia del agua en la Mina Andaychagua, de tal manera que pueda dar sus recomendaciones sobre el manejo de este problema.

2.

De acuerdo al arreglo estructural que presenta la masa rocosa de la Veta Andaychagua, los sistemas principales de discontinuidades mayores y menores tiene rumbo paralelo al rumbo de la veta y los sistemas secundarios de discontinuidades tienen rumbo perpendicular al rumbo de la veta. Como las excavaciones principales (tajeos y labores de avance) están orientadas o paralelas o perpendiculares al rumbo de la veta, las condiciones de estabilidad por orientación de las discontinuidades son muy desfavorables. Por razones de orden técnico se tienen que seguir estas direcciones de avance, por lo que se debe tener en cuenta este hecho para la aplicación del sostenimiento.

3.

Por la mala calidad del terreno, se estima que los abiertos máximos de los tajeos estén en el orden de 3 a 4 m a lo más y con un tiempo de autosostenimiento de unas pocas horas o menos de 1 día. Este aspecto es suma importancia para ser considerado en la búsqueda de otras alternativas de minado de la Veta Andaychagua. Por ahora está funcionando el corte y relleno descendente con losas, pero si se pudiera superar o controlar adecuadamente los abiertos máximos y tiempos de autosostenimiento de las excavaciones asociadas al minado, habría posibilidad de plantear otras alternativas para el minado. Es recomendable seguir evaluando esta posibilidad.

4.

Para el caso de los tajeos de Mina Andaychagua, por la mala calidad del terreno, no es relevante evaluar la influencia del arreglo estructural de la masa rocosa sobre las condiciones de estabilidad. Será más relevante identificar específicamente la presencia de rasgos estructurales mayores como fallas geológicas, en cuyo caso se deberá evaluar su influencia sobre las condiciones de estabilidad de los tajeos. Para las rocas de mejor calidad de las excavaciones de acceso y servicios temporales y permanentes, como el volcánico, las filitas silicificadas, el metavolcánico y el intrusivo, sí será importante la estabilidad estructuralmente controlada para evaluar las condiciones de Página DCR Ingenieros S.R.Ltda.

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estabilidad y de sostenimiento de estas labores, para lo cual se deberá tener en cuenta los resultados presentados en el Acápite 5.4 del Capítulo 5. 5.

Debido principalmente a las características morfológicas de la Veta Andaychagua, los niveles de esfuerzos que la roca transmite a las losas tienen alta variabilidad y con tendencia creciente en profundidad, en algunos casos hay disipación de esfuerzos en otros hay concentración de esfuerzos. Esto hace dificultoso adoptar los esfuerzos de diseño de las losas. Por ello es recomendable realizar mediciones instrumentales de los esfuerzos in-situ y en general del comportamiento de las losas. Actualmente Volcan S.A.A., se encuentra en proceso de concretar estas mediciones instrumentales.

6.

Para las condiciones de análisis consideradas y los factores de seguridad obtenidos, las alturas o espesores recomendables de las losas para la profundización de la mina son presentadas en el Cuadro 5.1 del Capítulo 5. Estas compatibilizan con la experiencia que se viene teniendo en operaciones mineras norteamericanas. Para otras condiciones de análisis, se deberán realizar los análisis correspondientes, esto es válido para todos los parámetros considerados en este informe.

7.

Para las condiciones de análisis consideradas, los resultados obtenidos indican que con 14 MPa de resistencia de la losa, estos muestran adecuadas condiciones de estabilidad para todos los casos de anchos de tajeos analizados y sus correspondientes alturas de losas de la profundización de la mina, sin embargo, estos resultados no consideran la variabilidad de los esfuerzos que la roca transmite a las losas. Según el gráfico de la Figura 5.2, las resistencias de las losas debieran ser menores que las que se tienen actualmente en Andaychagua, sin embargo, no sería recomendable por el momento bajar la resistencia, debido a la variabilidad de los esfuerzos indicados.

8.

Desde el punto de vista operativo, es recomendable que después que el tajeo haya sido minado, se coloque sobre el piso del tajeo una capa de 0.3 a 0.5 m de espesor de roca fragmentada o material de desmonte. Esto tendrá dos propósitos, el primero, es para prevenir el daño que podría ocurrir en la losa durante la voladura, proporcionando una voladura amortiguada conforme el minado progrese debajo del relleno y manteniendo la resistencia de la losa; el segundo propósito es servir como base para sostener verticalmente orientado a los elementos de refuerzo como los pernos Dywidag.

9.

Según las condiciones geomecánicas del terreno, los resultados de los análisis realizados muestran que a menor altura del tajeo mejores son las condiciones de estabilidad de las losas y su entorno, es decir las losas tendrán mejor comportamiento y asimismo las cajas por su menor área de exposición. Por lo tanto, para la Página DCR Ingenieros S.R.Ltda.

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profundización es recomendable adoptar la menor altura del tajeo actualmente utilizado (4.5 m). Solo en casos que la masa rocosa muestre condiciones geomecánicas más favorables puede utilizarse mayores alturas. 10. En el Anexo 9 se presenta el informe sobre el diseño estructural de las losas de Mina Andaychagua. Es recomendable la lectura del informe señalado, por los importantes aspectos que se abordan, por las conclusiones a las que se han llegado y por las recomendaciones que se dan para reformular el diseño estructural, optimizando y brindando seguridad al minado de Veta Andaychagua. 11. Una de las aplicaciones de la hoja de cálculo en EXCEL elaborado para el diseño estructural de las losas de Andaychagua, ha sido la determinación del reforzamiento de las losas según los anchos de minado (span). En el Cuadro 5.2 del Acápite 5.6 del Capítulo 5, se presentan los resultados sobre las características del reforzamiento, asimismo se señalan aspectos importantes que se recomienda tomar en cuenta para la instalación del reforzamiento de las losas durante la construcción de las mismas. 12. Finalmente se concluye que para el minado de Veta Andaychagua, es recomendable por ahora continuar utilizando el método de minado corte y relleno descendente con losas de concreto armado, considerando las conclusiones y recomendaciones que se dan en este informe. Podría haber alguna otra alternativa de minado, como el método subniveles ascendentes o descendentes con relleno cementado, que se plantea en el Capítulo 6, pero este estaría condicionado al control de las condiciones de estabilidad de las cámaras de techo y piso, si esto fuera posible podría funcionar este método de minado.


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2.

INTRODUCCION

La Veta Andaychagua de la mina del mismo nombre, viene siendo explotada por el método de minado corte y relleno descendente con losas de concreto armado. Los parámetros geomecánicos del minado fueron establecidos mediante evaluaciones geomecánicas llevadas a cabo entre los años 1999 y 2001 cuando el minado se encontraba entre los Nvs. 770 y 800. En aquel entonces las condiciones geomecánicas de la masa rocosa eran más favorables por la mejor calidad de la roca (volcánicos andesíticos) y por la menor carga litostática. Actualmente el nivel inferior de minado es el Nv. 1000 y el futuro minado se proyecta hacia el Nv. 1050, estas son profundidades mayores que las nombradas, y toda la roca encajonante está conformada por fillitas de calidad mala. Las condiciones geomecánicas en general han cambiado desfavorablemente, lo cual amerita una revisión de los parámetros geomecánicos del minado. A fin de realizar una evaluación geomecánica de la Mina Andaychagua, Volcan Compañía Minera S.A.A., contrató los servicios de DCR Ingenieros S.R.Ltda., empresa especializada en realizar este tipo de trabajos. En este informe se documenta el desarrollo de los trabajos realizados y los resultados de los mismos, con las recomendaciones del caso sobre las mejores estrategias de minado. 2.1

Objetivo y alcance

El objetivo es realizar una evaluación geomecánica detallada de la Veta Andaychagua, en relación al método de minado que actualmente se utiliza, corte y relleno descendente con losas de concreto armado, con el fin de buscar mejoras en este método de minado, en particular en la estabilidad de las losas, y ver posibilidades de utilizar otras alternativas de minado de este yacimiento. Los alcances relacionados con el objetivo planteado fueron: •

Desarrollar la información geomecánica básica: R R R R R

Caracterizar geomecánicamente la masa rocosa. Clasificar geomecánicamente la masa rocosa. Zonificar geomecánicamente el yacimiento y su entorno. Determinar las propiedades y comportamiento del terreno. Establecer otros factores de influencia (agua, esfuerzos y voladura). Página 8 DCR Ingenieros S.R.Ltda.


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•

Ejecutar los análisis de diseño: R R R

•

Recomendar las estrategias de minado R R R R R R

2.2

Análisis de estabilidad de las excavaciones asociadas al minado. Análisis de la estabilidad de las losas. Dimensionamiento de componentes estructurales asociados al minado.

Método de minado Dimensiones de excavaciones Esquemas y secuencias de avance del minado Diseño de losas Sostenimiento Relleno Aspectos técnicos

Desarrollo de la información geomecánica básica:

Caracterización geomecánica de la masa rocosa Se caracterizó a la masa rocosa del yacimiento, desde el punto de vista litológico y estructural. En la información estructural se ha considerado a las estructuras mayores, principalmente fallas, y a las estructuras menores principalmente familias de diaclasas. En cuanto a las estructuras menores, sus características geomecánicas han sido establecidas mediante mapeo geotécnico de las labores subterráneas y a partir de los testigos de los sondajes diamantinos, ejecutados como parte de la exploración del yacimiento. Para ello se han utilizado las normas ISRM (International Society for Rock Mechanics). El análisis de la distribución de las discontinuidades, se realizó procesando los datos de orientación de las discontinuidades con técnicas estereográficas y las características estructurales de los sistemas de discontinuidades se establecieron mediante tratamiento estadístico convencional de la data del mapeo geotécnico. Clasificación geomecánica de la masa rocosa Se ha clasificado a la masa rocosa del área de estudio mediante la utilización del criterio RMR (Rock Mass Rating – Valoración de la Masa Rocosa) de Bieniawski (1989) y del Sistema Q de Barton (1974). También se ha utilizado el criterio GSI de Hoek et.al. (19942002). Estas clasificaciones se han realizado utilizando la data de la caracterización geomecánica de la masa rocosa. Página 9 DCR Ingenieros S.R.Ltda.


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Zonificación geomecánica del yacimiento y su entorno Se ha elaborado la zonificación geomecánica del yacimiento y su entorno. Mediante esta actividad se han determinado los dominios estructurales, los cuales han sido delimitados tomando en cuenta los aspectos litológicos, estructurales y de calidad de la masa rocosa desarrollados en los puntos precedentes. Esta información, es muy importante para los análisis de diseño. Propiedades y comportamiento del terreno Se han evaluado las propiedades físico-mecánicas de la roca intacta, de las discontinuidades y de la masa rocosa, utilizando para ello procedimientos alternativos, según normas del ISRM. Las alternativas para determinar las propiedades físico-mecánicas de la roca fueron: la ejecución de ensayos con el martillo de geólogo, la ejecución de ensayos de impacto con el martillo Schmidt, la ejecución de ensayos de laboratorio (propiedades físicas, carga puntual y compresión triaxial), y la utilización del criterio de falla de Hoek & Brown (2002, 2006) para estimar los parámetros de resistencia de la roca intacta y de la masa rocosa. Estas propiedades fueron determinadas para cada tipo de roca. Por otro lado, se han evaluado los equipos e instrumentos y los parámetros de medición insitu del comportamiento del terreno, incluyendo el comportamiento de la losa de concreto armado. Se ha establecido así el monitoreo geotécnico asociado al método de minado que actualmente se utiliza. Otros factores de influencia Se han evaluado otros factores como el agua subterránea, los esfuerzos y la voladura, que podrían influir en las condiciones de estabilidad de las excavaciones asociadas al minado del yacimiento. Análisis de diseño:

Antes de llevar a cabo los análisis de diseño para el minado de veta Andaychagua, se revisó y analizó toda la información que se tuvo disponible de los estudios previos de mecánica de rocas y geomecánica así como del diseño de losas. Análisis de estabilidad de las excavaciones asociadas al minado Se analizaron las condiciones de estabilidad de las excavaciones: dirección preferencial de avance de las excavaciones, abiertos máximos, tiempos de autosostenimiento, y la influencia de las discontinuidades estructurales y de los esfuerzos en las condiciones de Página 10 DCR Ingenieros S.R.Ltda.


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estabilidad de las excavaciones asociadas al minado. Los modelamientos numéricos efectuados constituyeron un componente importante en esta evaluación. Análisis de la estabilidad de las losas Con la información que se tuvo disponible sobre el comportamiento de las losas, se efectuaron análisis estructurales sobre la estabilidad de las mismas, en la situación actual y se realizaron proyecciones futuras. Se utilizaron modelos de análisis considerando los posibles mecanismos de falla de las losas. Se desarrolló una hoja de cálculo en EXCEL para el diseño estructural de las losas. Dimensionamiento de componentes estructurales asociados al minado Se utilizaron técnicas de dimensionamiento de excavaciones o cuando fue necesario, se utilizaron modelamientos numéricos para analizar la estabilidad de los diferentes componentes estructurales asociados al minado de la veta Andaychagua. Estrategias de minado:

Se ha analizado si el método de minado que actualmente se utiliza es el adecuado y las posibilidades que se tienen de utilizar métodos de minado alternativos, sin alterar el nivel de producción actual de la mina. En ambos casos se dan recomendaciones sobre las dimensiones de las excavaciones, los esquemas y secuencia de avance del minado, el diseño de losas, el sostenimiento y el relleno. 2.3

Actividades realizadas

La presente evaluación comprendió la ejecución de investigaciones de campo, pruebas de laboratorio, y trabajos de gabinete, utilizando técnicas adecuadas seleccionadas de las alternativas disponibles. Las actividades relacionadas con el desarrollo de las investigaciones de campo fueron: R R R R R R R

Revisión de la información disponible. Reconocimiento geológico y geomorfológico de la zona de estudio. Mapeo geotécnico de la masa rocosa de las labores subterráneas. Mapeo geotécnico de testigos de sondajes diamantinos. Ejecución de pruebas de campo. Muestreos para ensayos de laboratorio. Monitoreo geotécnico.

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En laboratorio de mecánica de rocas se realizaron los siguientes ensayos: R R R

Propiedades físicas. Carga puntual. Compresión triaxial.

En una primera etapa de trabajos de gabinete se desarrolló la información geomecánica básica, comprendiendo las siguientes actividades: R R R R R R

Procesamiento y análisis de la data desarrollada en campo. Caracterización geomecánica la masa rocosa. Clasificación geomecánica de la masa rocosa. Zonificación geomecánica del yacimiento y su entorno. Determinación de las propiedades de comportamiento de la roca. Evaluar otros factores de influencia (agua, esfuerzos y voladura).

En una segunda etapa de trabajos de gabinete se realizaron los análisis de diseño, comprendiendo las siguientes actividades: R R R R

Análisis de estabilidad de las excavaciones asociadas al minado. Análisis de la estabilidad de las losas. Dimensionamiento de componentes estructurales asociados al minado. Recomendaciones sobre las estrategias de minado: método de minado, dimensiones de las excavaciones, esquemas y secuencias de avance del minado, diseño de las losas, sostenimiento y relleno.

Finalmente se elaboró el informe técnico, en donde se presenta el desarrollo y los resultados de la evaluación geomecánica llevada a cabo.



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3.

3.1

MINA ANDAYCHAGUA

Ubicación y acceso

La Mina Andaychagua, que forma parte de la Unidad Yauli de Volcan Compañía Minera S.A.A., se ubica en el anexo San José de Andaychagua, distrito de Huay-Huay, provincia de Yauli, departamento Junín. Geográficamente se encuentra en el flanco Este de la Cordillera Occidental de los Andes Centrales del Perú, a una altitud aproximada de 4,600 m.s.n.m. Sus coordenadas geográficas son: 76°05’ de Longitud Oeste y 11°43’ de Latitud Sur. El acceso desde Lima es a través de la Carretera Central, cerca de la localidad de Pachachaca, aproximadamente en el Km 156, parte un ramal hacia el distrito de Yauli, llegando a la Mina Andaychagua haciendo un recorrido de 45 Km. Durante este recorrido se pasa por Mahr Túnel, Carahuacra y San Cristóbal. De Mahr Túnel a Andaychagua hay 33 Km. 3.2

Marco geológico

3.2.1

Geomorfología

Se aprecia los vestigios de la Superficie Puna, reconocida por Mc.Laughlin (1924), donde el proceso erosivo es probable que haya ocurrido después del emplazamiento de los plutones, y después que la serie volcánica y sedimentario-volcánico fueran plegados. Como consecuencia se formó una superficie de erosión madura, a una altitud moderada con respecto al nivel del mar, pero por el proceso de levantamiento de los Andes fue elevada hasta la altitud actual, siendo la glaciación cuaternaria uno de los principales agentes que moldearon la superficie. El relieve de las cumbres se caracteriza por tener una superficie de moderada a intensa erosión, con laderas abruptas, las quebradas relativamente empinadas y profundas, los valles glaciares se encuentran en las partes altas con un típico modelado glaciar, estos valles están separados por cadenas de cumbres, en las partes bajas la existencia de depósitos glaciares forman grandes morrenas. 3.2.2

Geología regional

El distrito minero de Andaychagua está al Sur-Este del Domo de Yauli (J.V. Harrison, 1943), el cual esta constituido por una serie de anticlinales y sinclinales, conformado por varias unidades estratigráficas reconocidas desde el Paleozoico Inferior hasta el Cretáceo. Página 13 DCR Ingenieros S.R.Ltda.


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Estratigráficamente en el área de Andaychagua, ocurren desde la más antigua hasta la más reciente, las siguientes unidades litológicas: Grupo Excélsior (Pl-e)

Nombre propuesto por Mc Laughlin (1925) por la mina Excélsior de Cerro de Pasco. Estas rocas conforman el núcleo del Anticlinal de Chumpe, en cuyo flanco Este se encuentran las vetas de Andaychagua. Las rocas presentes son: lutitas, pizarras, esquistos, volcánicos verdes, tufos, calizas y filitas. Grupo Mitu (Ps-m)

Mc Laughlin (1924) propone este nombre a una secuencia detrítica de color rojo que aflora en la localidad de Mitu en la zona de Ambo, yace discordante sobre el Grupo Excélsior, presentando dos facies: una sedimentaría detrítica de color rojiza de ambiente continental, en la zona inferior y una volcánica en la zona superior denominada Volcánicos Catalina, conformado por derrames y brechas andesíticas, aglomerados y tufos de composición dacítica y rocas riolíticas con laminaciones fluidales. Grupo Pucará (Jr-pu)

Este nombre fue sugerido por Mc. Laughlin (1924) como Calizas Pucará, Jenks (1951) posteriormente le designa el nombre de Grupo Pucara, el cual yace discordantemente sobre los Volcánicos Catalina. Este grupo esta conformado por secuencias de calizas monótonas de color gris clara a gris oscuras, margas con areniscas calcáreas, lutitas y niveles de calizas dolomíticas de la Formación Condorsinga del Grupo Pucará. Grupo Goyllarisquizga (Ki-g)

Denominado inicialmente por Mc Laughlin como Areniscas Goyllarisquizga Jatunhuasi, luego Jenks, (1951) le dio el nombre de formación y Wilson, J. (1963) lo elevo a la categoría de grupo. Sobreyace a las calizas de la Formación Condorsinga, consiste en areniscas cuarcíticas de color brumo amarillento con intercalaciones de lutitas y limonitas. Grupo Machay (Ki-m)

Las calizas del Grupo Machay descansan concordantemente sobre las rocas del Grupo Goyllarisquizga. Por su litología conformada por calizas, calizas dolomíticas, margas, y lutitas grises oscuras se podría afirmar que pertenece a las Formaciones Chulec y Pariatambo que son integrantes de este grupo. Página 14 DCR Ingenieros S.R.Ltda.


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Intrusivos

Corresponde a cuerpos emplazados en diferentes épocas que cortan a las unidades formacionales existentes. En el área de estudio sus composiciones varían entre básicas a ácidas. Los grupos de intrusivos básicos afloran en el área de Andaychagua intruyendo a los Volcánicos Catalina, uno de ellos es clasificado como gabro, de forma elipsoidal de dimensiones 250 m por 70 m. El intrusivo ácido más importante es el intrusivo de Chumpe, emplazado en el anticlinal del mismo nombre, ubicándose en la zona axial. Existen además una serie de diques irregulares, casi paralelos, con buzamiento vertical que parecen ser apófisis del intrusivo Chumpe. 3.2.3

Geología local

El área de estudio es la Veta Andaychagua, en la cual se han identificado cuatro tipos litológicos, que en orden de importancia en cuanto a su presencia son: la andesita que es el principal tipo de roca que localmente pertenece a los Volcánicos Catalina; la filita que pertenece al Grupo Excélsior; el metavolcánico y el intrusivo gabro. La andesita del Volcánico Catalina tiene coloración gris clara a gris verdosa, de grano fino, fuera de la influencia de la veta se presenta en forma masiva; en el contacto con la veta presenta mayormente alteración del tipo sericita-caolinita-clorita, tiene aspecto brechoso y un fuerte fracturamiento con relleno de panizo, hay presencia considerable de agua. La filita es de coloración gris clara a gris oscura, de grano fino y de foliación delgada que coincide con la orientación de la veta, presenta aspecto terso y brillante en la superficie de fractura. En el contacto con la veta presenta alteración argílica y clorítica. Los meta-volcánicos tienen de una coloración gris clara, presentan flujos irregulares de cuarzo lechoso y calcita, observándose venillas y diseminados de pirita. La roca intrusiva del área de estudio es de composición básica, clasificada como un gabro de color gris verdoso oscuro, de grano grueso y masivo, el cual ha sido desplazado por la falla Andaychagua. En el contacto con la veta la roca presenta alteración argílica. La veta consiste de una brecha volcánica de color gris oscuro, de composición heterogénea: clastos de gabro, dacita y filita envueltos en material arcilloso arenoso plástico. En conjunto, estos materiales son disgregables al golpe con el martillo, se presenta mojado, con características de baja resistencia. Página 15 DCR Ingenieros S.R.Ltda.


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3.2.4 Geología Estructural

Los rasgos geoestructurales más importantes del área de estudio son el plegamiento y el fracturamiento (fallamiento). En relación al plegamiento, el domo de Yauli tiene una gran importancia tanto en la estratigrafía como en la tectónica, la cual esta conformada por una serie de anticlinales y sinclinales producto del tectonismo. En el área de estudio se reconocen el anticlinal Chumpe, uno de los más importantes del Domo de Yauli, ubicado al Oeste de la Mina Andaychagua, y el Anticlinal Ultimátum ubicado al Este, haciendo esto que la mina esté dentro del sinclinal Andaychagua, formado en medio de los anticlinales señalados. Los ejes de los pliegues tienen un rumbo que varía entre N35°-40°W, es decir tienen orientación andina. En relación al fallamiento, en el anticlinal Chumpe tanto interiormente como alrededor, existen dos sistemas de fracturamiento, uno paralelo al eje del anticlinal y otro perpendicular al mismo. Las fuerzas de compresión que dieron origen al anticlinal produjeron sobreescurrimientos y fallas inversas, al cesar estás, la fuerzas tensiónales dieron lugar a la formación de fracturas longitudinales paralelas al eje del anticlinal, que después fueron emplazamientos de diques. Posteriormente se formó un conjunto de sistema de fracturas perpendiculares al eje y de cizallamiento oblicuo, que se distribuyen a ambos lados del intrusivo Chumpe. 3.2.5

Geología Económica

La mina Andaychagua presenta un sistema de vetas que se encuentran al Sur-Este del intrusivo Chumpe y en el flanco Este del anticlinal del mismo nombre. La veta de mayor importancia es la denominada Andaychagua de casi 5 Km de longitud, de los cuales 3 Km han sido mineralizados, la estructura tiene un rumbo promedio de N30ºE y un buzamiento de 72º- 90º NW y en algunos casos buza al SE y se bifurca en varios ramales cuando hace contacto con las filitas. Su potencia varía de 1.8 m. a 7.5 m., llegando hasta 18 m en la unión con otra veta denominada Prosperidad. Es un depósito hidrotermal de alcance hipo a epitermal, donde la mineralización esta asociada con los halos de alteración hidrotermales. La mineralización se presenta rellenando fracturas que atraviesan los volcánicos, las filitas y los intrusivos. El yacimiento es principalmente de plomo, zinc y plata, la mineralogía está constituida por esfalerita, marmatita, tetraédrita, galena, galena argentífera como minerales principales, la pirita, rodocrosita, cuarzo, arsenopirita, calcita, siderita, hematita y magnetita como minerales de ganga. Página 16 DCR Ingenieros S.R.Ltda.


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3.3

Aspectos del minado

El minado de la Veta Andaychagua se lleva a cabo utilizando el método de explotación de corte y relleno descendente, con losas de concreto para tener un techo seguro cuando se proceda a explotar el piso inferior y con sostenimiento activo (pernos y shotcrete reforzado con fibra sintética). 3.3.1

Estructura de la mina

Rampas

Las rampas son las principales excavaciones de acceso y servicios para todos los niveles de un determinado tajeo. Por estas transitan los equipos utilizados para el minado y los volquetes que transportan mineral desde el interior de la mina hasta las canchas situadas en superficie. Son construidas con sección de 4.5 m x 4.5 m y con gradiente promedio de 12% aproximadamente. Dichas rampas generalmente son construidas en la caja piso y en la parte central de cada tajeo. El sostenimiento empleado está compuesto por pernos tipo barras helicoidales de 7’, en algunos tramos según el requerimiento se emplea shotcrete de 2”. By passes

Son construidos en la caja piso y en forma paralela al rumbo de la veta, a una distancia variable de 20 a 40 m aproximadamente. Los by passes son los que conforman finalmente los niveles principales, los cuales por lo general tienen una diferencia de cotas de 50 m. Tienen sección aproximada de 4.5 m x 4.5 m. Su función principal es servir como excavaciones de acceso y servicios para los tajeos ubicados en los diferentes niveles de la mina. El sostenimiento es con pernos de roca tipo barra helicoidal de 7’ de longitud o pernos tipo split set, adicionalmente según se requiera shotcrete de 2” a 4” de espesor con refuerzo de fibra. Cruceros

Son construidos a partir de los by passes de manera perpendicular a estos, en dirección hacia la veta, con espaciamiento variable de 30 m hasta 60 m. En algunos casos estas excavaciones cruzan la veta hacia la caja techo para alcanzar otras vetas paralelas a la Veta Andaychagua. Tienen sección aproximada de 3.5 m x 3.5 m. El sostenimiento es con pernos de roca tipo split set de 7’ de longitud, también se utiliza shotcrete de 2” según lo requiera la roca. Página 17 DCR Ingenieros S.R.Ltda.


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Accesos

Son las excavaciones que comunican a las rampas con los tajeos. Parten desde las rampas en forma de brazos hasta llegar a la veta, a medida que la explotación va profundizando, estos accesos se van modificando según los requerimientos del minado. A través de estos accesos se moviliza el personal y los equipos, además de los servicios de transporte de mineral y otros. La sección aproximada es de 3.5 m x 3.5 m. Generalmente se realizan dos accesos para cada tajeo. El sostenimiento se realiza con split set y shotcrete de 2” a 4” de espesor. 3.3.2

Método de minado

Para la explotación de la Veta Andaychagua actualmente se utiliza el método de minado corte y relleno descendente con losas de concreto. El minado se realiza debajo de la losa de concreto mediante “frontoneo” (ver figuras del Anexo 1), el cual consiste en extraer el mineral por medio de frentes (galerías en mineral) de 4.5 m de altura, por el ancho correspondiente a toda la potencia del mineral, y una longitud de 230 m que es la longitud de cada tajeo. Luego de extraer todo el mineral de esta galería, sobre el piso de la cavidad dejada se construye la losa de concreto para posteriormente proceder con el mismo ciclo hacia abajo. Antes de la modalidad de corte y relleno descendente señalado en el párrafo precedente, se utilizaba para la explotación de la Veta Andaychagua la variante de corte y relleno descendente mediante “banqueo” (ver figuras del Anexo 2). Actualmente, aun se utiliza esta variante en casos donde las cajas de la veta tienen mejor calidad. El corte y relleno ascendente por “banqueo” consiste: a partir de la galería construida en el cuerpo mineralizado se perforan taladros verticales hacia abajo de 8 m de longitud, y una vez acumulados son disparados previamente haber construido la cara libre. El mineral disparado genera esponjamiento. Por la misma galería donde se realizó la perforación, se ejecuta la extracción del mineral hasta dejar una altura de 8 m, colocando el sostenimiento requerido en las cajas. Posteriormente se coloca el relleno cementado encima del mineral roto sobrante hasta una altura de 3.5 m. Encima de este relleno se coloca una “sobrelosa” de relleno cementado de menor resistencia hasta completar una altura de 7 m aproximadamente. Luego de fraguar el relleno cementado de la losa se termina de extraer el mineral por debajo, en una altura de 5 m aproximadamente que finalmente quedará como galería para iniciar el nuevo ciclo de minado hacia abajo. El método de minado aquí descrito era el predominante, pero por el problema de calidad mala de las cajas, principalmente en filitas, se está aplicando más el “frontoneo”. Página 18 DCR Ingenieros S.R.Ltda.


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También cabe mencionar que en las zonas más angostas de la veta, hasta 4 m, se ha estado realizando el corte y relleno ascendente con perforación en realce, pero no se han tenido buenos resultados ya que el mineral de la corona no se autosostiene generando escurrimiento en el techo de los tajeos, dificultando y retrasando el ciclo de la operación. 3.3.3

Operaciones unitarias

Perforación y voladura

La perforación en el frente se realiza con jumbo y barrenos de 12 pies, usando una malla de corte quemado con taladros de precorte. Los explosivos usados son los convencionales, cuando se tiene presencia de agua se usa gelatina y en general se emplea cartuchos de dinamita de 60% que son cargados manualmente, fulminante Nº 6, guías de seguridad, conectores simples y cordón de encendido. Sostenimiento

El sostenimiento utilizado para la estabilidad de las cajas es el uso de shotcrete reforzado con fibra sintética y posteriormente se colocan pernos split set, a medida que el frente va avanzando. Actualmente, se está introduciendo el uso de los pernos hydrabolts con los cuales se están obteniendo mejores resultados en la estabilidad de las cajas, por presentar mayor capacidad de anclaje que los split sets. Limpieza y acarreo del mineral

Para la limpieza del mineral de los tajeos se utilizan scoops diesel de 6 yd 3, los cuales cargan este material directamente a los volquetes para transportarlo hasta la superficie donde son descargados en una cancha de almacenamiento de mineral. Conformación de la losa de relleno cementado (concreto)

Una vez realizado el corte de todo el piso del tajeo, se prepara para conformar la losa. Para ello se utiliza relleno cementado (concreto) con armadura de fierro que servirá de techo cuando el minado se realice por el piso inferior. Los paños de relleno son de 12 m de longitud aproximadamente, a lo largo de todo el piso explotado, los cuales son divididos mediante barreras empleando redondos de madera de 8” de diámetro, tablas de 2” x 8” de sección y poliyute como revestimiento. Dentro de los paños se dejan huinzes que conforman una especie de chimeneas de 1.5 m x 1.5 m por donde pasan las tuberías de relleno para dicho piso y hacia los demás pisos inferiores. En el piso se coloca un Página 19 DCR Ingenieros S.R.Ltda.


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enfierrado que se halla anclado con cáncamos hacia ambas cajas. Posteriormente se vierte el relleno cementado (concreto) hasta completar una altura de 4 m aproximadamente. 3.3.4

Losas de concreto

Las losas son bloques tabulares de concreto armado diseñadas y construidas para poder brindar un techo seguro cuando se explote en el piso inferior inmediato. Estas estructuras esbeltas y rígidas resultan del vaciado del relleno cementado (concreto) dentro de los tajeos. Las losas llevan un sistema de refuerzo de fierro el cual le da rigidez y evita que pueda agrietarse debido a los esfuerzos de flexión. El relleno cementado debe alcanzar teóricamente a los 28 días una resistencia compresiva de 160 kg/cm 2 ya que esta resistencia es la estimada hasta la actualidad para mantener una buena estabilidad de la losa, pero en la práctica se alcanza una resistencia promedio de 220 kg/cm 2. Los componentes del refuerzo de fierro son los siguientes: Malla electrosoldada

Se extiende sobre todo el área del piso del paño a rellenar. El objetivo de la malla es proporcionar resistencia a la tracción en la superficie de la losa que quedará expuesta cuando se mine bajo esta losa y así evitar su fisuramiento. La malla electrosoldada es de 4” x 4” (ver figuras del Anexo 3). Para dar estabilidad al techo evitando la caída de bloques de concreto. Cáncamos

Vienen a ser varillas de fierro corrugado de 1” de diámetro y de 4.5 m de longitud que son anclados hasta 3 m dentro de las cajas quedando libre 1.5 m para el amarre con el concreto y la estructura de fierro. El espaciamiento entre cáncamos es de 1.2 m. La finalidad de éstos es permitir anclar la losa a las cajas dándole una mayor resistencia al corte entre el contacto losa-pared. Cuando se colocan dos niveles de enfierrados, los cáncamos quedan intercalados haciendo un espaciamiento de 0.6 cm. Estructura de fierro

Las losas llevan un nivel de enfierrado ubicado a 15 cm encima del piso, que consiste en varillas de fierro de construcción de 1” de diámetro ubicados perpendicularmente a las Página 20 DCR Ingenieros S.R.Ltda.


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cajas y espaciados a 40 cm, que son anclados con los cáncamos en las cajas. Longitudinalmente lleva fierros de 3/4” de diámetro espaciados a 60 cm que amarran a los fierros transversales de 1” de diámetro, formando así una estructura metálica. Cuando el ancho de la veta supera los 6 m de potencia, se emplea un segundo nivel de enfierrado ubicado a 25 cm sobre la primera. Zetas

Son varillas de fierro corrugado de 3/4” de diámetro y de 3 m de longitud doblados a 0.5 m en sus extremos y que son instalados verticalmente y amarrados a la estructura de fierro. Tienen espaciamiento en planta 1.2 m x 1.2 m (transversal x longitudinal). Estos cumplen la función de ayudar a conformar una viga rígida de concreto y evitar que se formen las “juntas frías” o capas de concreto debido a las paradas que puedan darse durante el vaciado de concreto. Omegas

Son varillas de fierro corrugado en forma de Ω que son instaladas verticalmente en el piso del tajeo a rellenar y que permiten amarrar la malla electrosoldada con el nivel de enfierrado. También cumple la función de amarrar los dos niveles de enfierrado en el caso de potencias de vetas mayores a 6 m. La distancia de los omegas de la misma fila es de 2 m y la distancia en filas diferentes es 1.2 m. Respecto al diseño de la mezcla para el relleno cementado (concreto): Se emplean dos tipos de concreto, el concreto de losa y el concreto de sobrelosa. La losa está diseñada para alcanzar una resistencia compresiva de 160 kg/cm 2 y la sobrelosa una resistencia de 140 kg/cm 2, para un tiempo de curado de 28 días en ambos casos. Para iniciar a explotar el piso inferior del tajeo, se ingresa a los 7 días cuando el concreto ha alcanzado una resistencia aproximada de 100 kg/cm 2. Según los ensayos de compresión realizados en probetas de concreto, a los 7 días se está alcanzando en la práctica 140 kg/cm2 y a los 28 días alcanza una resistencia promedio de 220 kg/cm 2 superando el valor solicitado de diseño (160 kg/cm 2). Los componentes en peso de 1 m 3 de concreto de la losa y sobrelosa se presentan en el Página 21 DCR Ingenieros S.R.Ltda.


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Cuadro 3.1. En el diseño del concreto se considera la humedad de los diferentes componentes de la mezcla para evitar un exceso en la relación agua cemento. Cuadro 3.1 Componentes de 1m3 de concreto Losa

Materiales σc

- 160 kg/cm 2

Sobrelosa - 140 kg/cm 2

σc

Cemento – kg

300

280

Agua – l Agregado – kg

210 600

208 600

Confitillo – kg

650

650

Relave – kg

660

660

Relación agua/cemento

0.7

0.7

3

2.8

0.3

0.3

Plastificante Euco 537- l/m3 Retardante Washout Euco WO - l/m3

El concreto es preparado en superficie en la planta de relleno instalada para este fin, desde la cual se bombea usando una bomba de 3500HP de potencia a través de tuberías de acero hacia el interior mina, siendo el transporte del relleno en la mayor parte por gravedad.



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4.

INVESTIGACIONES BASICAS

4.1

Caracterización de la masa rocosa

4.1.1

Registro de datos

Los estudios previos de mecánica de rocas efectuados en Mina Andaychagua, fueron llevados a cabo en base al registro de la información geomecánica del Nv. 670 (Refs. 12 y 1) y del Nv. 800 (Ref. 1). Estos estudios se desarrollaron en los años 1999 (Ref. 12) y 2001 (Ref. 1). Actualmente los niveles inferiores siguientes al Nv. 800 son: Nv. 825, Nv. 850, Nv. 900, Nv. 950, Nv. 1000 y Nv. 1050. La base de la explotación actual se encuentra a 250 m por debajo del Nv. 800. Se ha tratado entonces de caracterizar la masa rocosa ubicada debajo del Nv. 800, en donde está la mayor parte de la explotación actual, para lo cual se ha registrado la información geomecánica mayormente en los niveles inferiores. El registro de la información geomecánica se efectuó a partir del mapeo geotécnico de la masa rocosa, expuesta en las labores subterráneas y del mapeo geotécnico de testigos rocosos de perforaciones diamantinas, efectuadas como parte de los trabajos de exploración y reconocimiento geotécnico del mineral y de la masa rocosa de las cajas. El mapeo geotécnico de la masa rocosa expuesta en las labores subterráneas, se llevó a cabo utilizando el "método directo por celdas de detalle". Mediante este método se realizaron mediciones sistemáticas de las discontinuidades presentes en 53 estaciones de medición, representadas cada una de ellas por un área de extensión variable de la roca expuesta en las labores mineras. Los parámetros de observación y medición fueron obtenidos en formatos de registro diseñado para este propósito, adecuándolos a las normas sugeridas por la Sociedad Internacional de Mecánica de Rocas (ISRM). Ver Anexo 4. Estos parámetros fueron: tipo de roca, tipo de sistema de discontinuidad, orientación, espaciado, persistencia, apertura, rugosidad, tipo de relleno, espesor del relleno, intemperización y presencia de agua. Adicionalmente se registraron datos de resistencia de la roca y grado de fracturamiento. En los testigos rocosos de las perforaciones diamantinas, el logueo geotécnico se llevó a cabo por métodos convencionales en formatos adecuados también a las normas ISRM (Anexo 5), con similares parámetros de observación y medición que los mencionados en el párrafo precedente. Se registraron 2 perforaciones diamantinas de 250 m cada una. Cabe indicar que se ha tratado de aprovechar toda la información de interés para el presente estudio, desarrollada en los estudios previos y por el personal de Mina Andaychagua. Página DCR Ingenieros S.R.Ltda.

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4.1.2

Aspectos litológicos

Las características litológicas simplificadas de la masa rocosa de la zona de explotación actual de Mina Andaychagua son: tanto al piso como al techo se presentan en orden de presencia rocas volcánicas, filitas, metavolcánicos e intrusivos. La roca volcánica se ubica en la parte superior y debajo de ésta se presentan las filitas. Por la presencia del sinclinal las filitas en los extremos SW y NE se ubican en cotas más altas y en la parte central se ubica a mayor profundidad, a partir del Nv. 900. Los metavolcánicos se ubican generalmente dentro de las filitas. La roca intrusiva se presenta mayormente en la parte central de la Veta Andaychagua y al piso o al techo de la misma (ver Láminas 2, 4 y 5). 4.1.3

Distribución de discontinuidades

Para establecer las características de la distribución de discontinuidades, se procesaron los datos orientacionales mediante técnicas estereográficas, utilizando la versión avanzada del programa de cómputo DIPS (1995), elaborado por M.S. Diederichs y E. Hoek del Grupo de Ingeniería de Rocas del Departamento de Ingeniería Civil de la Universidad de Toronto (Canadá), y también la versión 5.103 de Rocscience Inc. (2004). La primera versión se utilizó por las facilidades gráficas que ésta presenta. Los resultados de las características de distribución de las discontinuidades estructurales, se presentan en el Anexo 4, en el Plano Geomecánico (Lámina 3) y en las Figuras 4.1 a 4.6. Un resumen de estos resultados se presenta en los Cuadros 4.1 y 4.2, el primero relacionado a las estructuras mayores (sistema de fallas) y el segundo relacionado a las estructuras menores (discontinuidades como diaclasas principalmente). Cuadro 4.1 Sistemas de discontinuidades estructurales mayores (fallas) (Rumbo y buzamiento – Dirección de buzamiento y buzamiento) Litología

Volcánico Filita Metavolcánico Intrusivo Compósito

Sistema 1

Sistema 2

N36°E/77ºNW

N36ºE/79ºSE

306°/77°

126º/79º

N31°E/78ºNW

N34ºE/79ºSE

301°/78°

124º/79º

N10°E/80ºNW

N31ºE/74ºSE

280°/80°

121º/74º

N39°E/81ºNW

N34ºE/78ºSE

309°/81°

124º/78º

N34°E/78ºNW

N35ºE/80ºSE

304°/78°

125º/80º

Sistema 3

Sistema 4

N24ºW/70ºNE N09ºW/73ºSW 066º/70º

261º/73º


225º/48º


243º/65º


251º/53º


253º/70º Página

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Figura 4.1: Diagrama estereográfico de contornos del compósito de fallas.

Figura 4.2: Diagrama estereográfico de planos principales del compósito de fallas.

Figura 4.3: Diagrama de roseta del compósito de fallas. Página DCR Ingenieros S.R.Ltda.

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Figura 4.4: Diagrama estereográfico de contornos del compósito de discontinuidades menores.

Figura 4.5: Diagrama estereográfico de planos principales del compósito de discontinuidades.

Figura 4.6: Diagrama de roseta del compósito de discontinuidades menores. Página DCR Ingenieros S.R.Ltda.

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Cuadro 4.2 Sistemas de discontinuidades estructurales menores (Rumbo y buzamiento – Dirección de buzamiento y buzamiento) Litología

Mineral Volcánico Filita Metavolcánico Compósito

Sistema 1

Sistema 2

N30°E/80ºNW

N22ºE/83ºSE

300°/80°

112º/83º

N61°E/73ºNW

N52ºE/79ºSE

331°/73°

142º/79º

N54°E/76ºNW

N53ºE/77ºSE

324°/76°

143º/77º

N47°E/77ºNW

N44ºE/66ºSE

317°/77°

134º/66º

N39°E/76ºNW

N49ºE/79ºSE

309°/76°

139º/79º

Sistema 3

Sistema 4


190º/64º


225º/51º


233º/38º


218º/41º


223º/44º

El análisis realizado en base a toda la información que se ha tenido disponible, ha indicado que el arreglo estructural de la masa rocosa asociada al minado de Veta Andaychagua tiene las siguientes características: Respecto a las estructuras mayores: R

R

Se presentan cuatro sistemas de fallas geológicas, dos principales (Sistema 1 y Sistema 2) y dos secundarios (Sistema 3 y Sistema 4). Los sistemas principales tienen rumbo aproximadamente paralelo a la Veta Andaychagua (NE) y buzamientos altos y opuestos al NW y al SE respectivamente. Los sistemas secundarios se presentan con rumbos aproximadamente perpendiculares a la Veta Andaychagua (NW) y con buzamientos moderados y opuestos al NE y SW respectivamente. La tendencia de los sistemas de fallas geológicas descrita en el párrafo anterior persiste prácticamente en todos los tipos de rocas: volcánico, filita, metavolcánico e intrusivo. En el mineral predominan los dos sistemas principales de fallamiento: Sistema 1 y Sistema 2.

Respecto a las estructuras menores: R

De manera similar a los sistemas de fallas, la tendencia general del arreglo estructural de la masa rocosa presenta también cuatro sistemas de discontinuidades conformadas principalmente por diaclasas, dos sistemas principales y dos secundarios. Los sistemas principales, Sistema 1 y Sistema 2, tienen rumbo aproximadamente paralelo a la veta Andaychagua (NE) y buzamientos altos y opuestos al NW y SE Página DCR Ingenieros S.R.Ltda.

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respectivamente. Los sistemas secundarios, Sistema 3 y Sistema 4, tienen rumbo aproximadamente perpendicular a la veta Andaychagua (NW) y buzamientos moderados a altos y opuestos al NE y SW respectivamente. R

R

En todos los tipos de rocas presentes en la zona de estudio (mineral, volcánico, filita, metavolcánico e intrusivo) persiste la misma tendencia de arreglo estructural de la masa rocosa descrita en el párrafo anterior. Los sistemas de discontinuidades menores, tienen cierto grado de correlación con los sistemas de discontinuidades mayores (fallamiento). Ver Figuras 4.1 a 4.6.

4.1.4

Características estructurales

Las características estructurales de las discontinuidades se establecieron mediante tratamiento estadístico de la información registrada en los mapeos geotécnicos (ver Anexos 4 y 5), la que se trató de compatibilizar con las observaciones in-situ. Según esto, las siguientes son las principales características estructurales de las discontinuidades tanto mayores como menores: Fallas:

Las fallas tienen espaciamientos por lo general de 5 a 20 m y persistencia de decenas de metros hasta unas pocas centenas de metros. Estas fallas se ubican en todo el entorno de la Veta Andaychagua tal como se puede apreciar en el Plano Geológico (ver Lámina M), corren en forma paralela a la veta y también la cortan de manera perpendicular o diagonal. Las fallas presentan relleno de materiales de arcilla, panizo, brechas y materiales oxidados, con espesores de 5 a 50 cm, llegando en algunos casos hasta más de un metro conformando las falsas cajas de la veta. Las aperturas son menores a 5 mm; las superficies de las caras son lisas y presentan espejos de fallas. Estas fallas favorecen a la infiltración del agua. Cabe señalar que la falla más importante del área de estudio es la Falla Andaychagua que corta diagonalmente a la veta del mismo nombre. Diaclasas:

Mineral La roca mineralizada tiene las siguientes características estructurales: espaciamiento entre 6 a 20 cm, persistencia de 3 a 10 m, apertura variable menor a 1 mm, la rugosidad de las paredes es ligera a lisa con ciertas ondulaciones, el relleno es suave con presencia de arcilla y calcita de espesores de hasta 5 mm, las paredes de las discontinuidades están Página DCR Ingenieros S.R.Ltda.

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moderadamente alteradas a muy alteradas en algunos casos, con presencia de humedad y superficies mojadas en algunos tramos dentro del tajeo. Volcánico Sus características estructurales son: espaciamiento por lo general está entre 20 a 60 cm, persistencia de 3 a 10 m, apertura variable menor a 1 mm, con paredes ligeramente rugosas, el relleno es suave con presencia de arcilla, calcita y pirita en algunos casos, con espesores de hasta 2 mm, las paredes de las discontinuidades están ligeramente alteradas a sanas, con presencia de humedad y encontrándose en algunos en algunos casos superficies mojadas y también goteos. En el contacto con la estructura mineraliza, la roca volcánica presenta mayor fracturamiento y alteración. Filita Las características estructurales son: espaciamiento en el rango de 6 a 20 cm, la persistencia varía hasta 20 m, apertura menor de 1 mm a cerrada, presenta por lo general superficies lisas y en algunos casos ligera rugosidad, el relleno es suave con presencia de arcilla de espesores menores a 1 mm, las paredes de las discontinuidades están ligeramente alteradas, con presencia de humedad y superficies mojadas. La filita que se encuentra en el contacto con la zona mineralizada, se presenta con mayor fracturamiento, apertura y alteración de las paredes de las discontinuidades. Metavolcánico Sus características estructurales son: espaciamiento por lo general está entre 6 a 20 cm, persistencia de 3 a 10 m, apertura variable menor a 1 mm, la rugosidad de las paredes es ligera a lisa en algunos casos, el relleno es suave con presencia de arcilla y calcita, con espesores de hasta 2 mm, las paredes de las discontinuidades están ligera a moderadamente alteradas, con presencia de humedad y en otros casos superficies mojadas. El metavolcánico en el contacto con la veta presenta mayor alteración de las paredes. Intrusivo Sus características estructurales son: espaciamiento que varía entre 20 a 60 cm, persistencia de 3 a 10 m, apertura menor a 1 mm, ligera rugosidad en las paredes, el relleno es suave con presencia de arcilla y espesores menores a 1 mm, las paredes de las discontinuidades están ligeramente alteradas, con presencia de humedad. El intrusivo se presenta en las cajas de la estructura mineralizada estando afectado localmente en el contacto por la mayor alteración de las paredes de las discontinuidades. Página DCR Ingenieros S.R.Ltda.

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4.2

Clasificación geomecánica de la masa rocosa

Para clasificar geomecánicamente a la masa rocosa se utilizó el criterio de clasificación geomecánica de Bieniawski (RMR – Valoración del Macizo Rocoso – 1989). Los valores de resistencia compresiva de la roca intacta, fueron obtenidos conforme a los procedimientos señalados más adelante en la Sección 4.4.1 – Resistencia de la roca intacta. Los valores del índice de calidad de la roca (RQD) fueron determinados mediante el registro lineal de discontinuidades, utilizando la relación propuesta por Priest & Hudson (1986), teniendo como parámetro de entrada principal la frecuencia de fracturamiento por metro lineal. Por otro lado, se obtuvieron valores del RQD a partir del logueo geotécnico de los testigos de las perforaciones diamantinas. El criterio utilizado para clasificar a la masa rocosa se presenta en el siguiente cuadro: Cuadro 4.3 Criterio para la clasificación de la masa rocosa Tipo de roca

Rango RMR

Calidad según RMR

II IIIA IIIB IVA IVB V

> 60 51 – 60 41 – 50 31 – 40 21 – 30 < 21

Buena Regular A Regular B Mala A Mala B Muy Mala

Los resultados de la clasificación geomecánica se presentan en los formatos de los Anexos 4 y 5, en el Plano Geomecánico (Lámina 3) y en las Secciones Transversales de Veta Andaychagua (Lámina 5). Un resumen de los mismos se presenta en el Cuadro 4.4, en donde se dan los rangos de valores de calidad de la masa rocosa (expresado en RMR) por tipos de rocas presentes en el área de estudio y el valor promedio. Cabe señalar que los rangos de los valores de RMR corresponden a los datos registrados en el mapeo geotécnico de labores mineras y en el mapeo geotécnico de los testigos de los sondajes diamantinos. Cuadro 4.4 Resumen de calidad RMR de la masa rocosa – Mina Andaychagua Rango RMR

RMR Promedio

Mineral Volcánico

26 - 41 44 – 64

33 57

Mala A Regular A

Filita negras Filitas silicificadas

30 - 45 43 - 58

35 49

Mala A Regular B

Metavolcánico Intrusivo

26 - 57 52 - 64

42 57

Regular B Regular A

Litología

Calidad


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Según el Cuadro 4.4 y tomando valores promedios de calidad de la masa rocosa, el mineral y las filitas negras tienen calidad Mala A, las filitas silicificadas y los metavolcánicos tienen calidad Regular B y los volcánicos e intrusivos tienen calidad Regular A. Debe quedar claro que todas las rocas encajonantes nombradas corresponden a las cajas sanas. En el contacto con el mineral la masa rocosa de los diferentes tipos de rocas se presenta muy alterada formando lo que se denomina la “falsa caja”, esta falsa caja que es la caja inmediata forma un paquete de espesores que varían de 1 a 1.5 m y en algunos casos hasta 2 m, cuya calidad generalmente es Mala B (RMR 25 - 30). 4.3

Zonificación geomecánica de la masa rocosa

Para la aplicación racional de los diferentes métodos de calculo de la mecánica de rocas, es necesario que la masa rocosa bajo estudio esté dividida en áreas de características estructurales y mecánicas similares, debido a que los criterios de diseño y el análisis de los resultados serán válidos solo dentro de masas rocosas que presenten propiedades físicas y mecánicas similares. Por ello, es práctica común en el diseño de excavaciones subterráneas delimitar el área de estudio en zonas geomecánicas o dominios estructurales. Para la zonificación geomecánica de la masa rocosa se deben considerar los aspectos litológicos, geoestructurales y calidad del macizo rocoso. Desde que los aspectos geoestructurales son similares en todos los tipos de rocas presentes en el área de estudio, se toma aquí en consideración la litología y calidad de la masa rocosa para establecer los dominios estructurales. La zonificación geomecánica, considerando los aspectos litológicos y de calidad de la masa rocosa prácticamente ha sido definida en el acápite anterior. En el Cuadro 5 se presentan los dominios estructurales. Se ha añadido a este cuadro las falsas cajas. Cuadro 4.5 Dominios estructurales – Mina Andaychagua Dominio estructural

RMR Promedio

Mineral Volcánico

DE-IVA DE-IIIA

33 57

Mala A Regular A

Filita negras Filitas silicificadas

DE-IVA DE-IIIB

35 49

Mala A Regular B

Metavolcánico Intrusivo Falsa caja Filita Falsa caja Volcánico

DE-IIIB DE-IIIA DE-IVB DE-IVB

42 57 25 30

Regular B Regular A Mala B Mala B

Litología

Calidad

Según este cuadro, hay cuatro dominios estructurales: DE-IIIA, DE-IIIB, DE-IVA y DEIVB. En el dominio DE-IIIA están los volcánicos y los intrusivos, en el dominio DE-IIIB Página DCR Ingenieros S.R.Ltda.

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están las filitas silicificadas y el metavolcánico, en el dominio DE-IVA están el mineral y las filitas negras, y en el dominio DE-IVB está la roca de las falsas cajas, en filitas y en volcánicos. 4.4

Resistencia de la roca

4.4.1

Resistencia de la roca intacta

Uno de los parámetros más importantes para evaluar el comportamiento mecánico de la masa rocosa es la resistencia compresiva no confinada de la roca intacta ( σc). Los valores de este parámetro fueron obtenidos utilizando los procedimientos que a continuación se detallan: R

Ensayos de golpes con el martillo de geólogo y con el martillo Schmidt de dureza, según normas ISRM, efectuados durante el mapeo geotécnico de afloramientos rocosos y el mapeo de los testigos rocosos de las perforaciones diamantinas. Los resultados de estos ensayos están consignados directamente en los formatos de los mapeos geotécnicos (Anexos 4 y 5) y para el caso de los ensayos con el martillo Schmidt se presenta un resumen en el Cuadro 4.6. Cuadro 4.6 Resultados de ensayos con el martillo de Schmidt Litología

Rango NR

Mineral volcánico Filita Metavolcánico

20 – 32 45 – 55 20 – 35 25 – 38

Rango

c (MPa)

Prom.

35 – 72 120 – 207 31 – 69 40 - 82

c (MPa)

44 158 45 59

*NR: Número de Rebote con el martillo de Schmidt

R

Ensayos de laboratorio de mecánica de rocas: carga puntual y compresión triaxial sobre probetas obtenidas de los testigos de las perforaciones diamantinas y de bloques rocosos. Los resultados se dan en el Anexo 6 y en los siguientes cuadros se resumen los mismos. Cuadro 4.7 Resultados de ensayos de carga puntual Sondaje

Bloque

Litología

Geotec-01 Geotec-02 -

M-1

Filita Volcánico Mineral*

c (MPa)

27.6 123.9 124.0

Nota (*) Ensayo realizado sobre muestra fuera de especificación.


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Cuadro 4.8 Resultados de los ensayos de compresión triaxial Cohesión (MPa)

Angulo de fricción (º)

81

15.72

48.23

22.16

47

11.53

46.84

18.06

161

28.97

51.26

Sondaje

Litología

“mi“

Geotec-01

Filita

14.47

Geotec-02

Filita

Geotec-01

Volcánico

c (MPa)

Con los ensayos de compresión triaxial (Cuadro 4.8) se han obtenido, además de la resistencia compresiva no confinada de la roca intacta, valores de la constante “m i” del criterio de falla de Hoek & Brown (2002-2006) y los parámetros de resistencia al corte de Mohr Coulomb: cohesión y ángulo de fricción, todos estos parámetros correspondientes a la roca intacta. Además, para la roca intacta se han realizado ensayos de propiedades físicas, los resultados de estos se presentan en el Anexo 6 y un resumen en el Cuadro 4.9. Con este ensayo se han obtenido la porosidad, la absorción y la densidad. Cuadro 4.9 Resultados de los ensayos de propiedades físicas Sondaje

Bloque

Litología

Porosidad Aparente (%)

Absorción (%)

Densidad seca 3 (g/cm )

Geotec-01 Geotec-01 Geotec-02 -

-

Volcánico Filita Filita Mineral

0.564 0.532 2.373 1.857

0.211 0.192 0.861 0.542

2.668 2.763 2.763 3.529

-

M-1

Los resultados de los ensayos de laboratorio sobre roca intacta para el caso de filitas corresponden mayormente a filitas moderadamente silicificadas. No se realizaron ensayos en las filitas negras por no poderse extraer muestras apropiadas para estos ensayos dada la mala calidad de esta roca. Algo similar ocurre con el mineral, ya que no se pudieron obtener muestras apropiadas en rocas de mala calidad. Por otro lado, cabe señalar que el Departamento de Geomecánica de Mina Andaychagua ha venido llevando a cabo campañas de muestreos rocosos y ensayos de laboratorio de mecánica de rocas, todos los resultados de los mismos se han tenido disponibles y se han tomado en cuenta para este estudio. 4.4.2

Resistencia de las discontinuidades

Desde el punto de vista de la estabilidad controlada por las discontinuidades estructurales, es importante conocer las características de resistencia al corte de las discontinuidades, ya Página DCR Ingenieros S.R.Ltda.

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que éstas constituyen superficies de debilidad de la masa rocosa y por tanto planos potenciales de falla. La resistencia al corte en este caso, está regida por los parámetros de fricción y cohesión de los criterios de falla Mohr-Coulomb. Estos parámetros fueron tomados de informes previos de ensayos de laboratorio de mecánica de rocas, realizados por encargo del Departamento de Geomecánica de Mina Andaychagua. En el siguiente cuadro se presenta un resumen. Cuadro 4.10 Resultados de ensayos de corte directo en discontinuidades Realizados en el Laboratorio de Mecánica de Rocas de la PUCP (Enero del 2005)

4.4.3

Muestra

Código

Litología

Cohesión (KPa)

Angulo de fricción

M1 M2 M4 M5

CP 3 CT 3 CP 1 CP 3

Volcánico Volcánico Filita Filita

7.00 5.00 21.00 8.00

31.7 25.91 28.93 27.26

Resistencia de la masa rocosa

Para estimar los parámetros de resistencia de la masa rocosa, se utilizó el criterio de falla de Hoek & Brown (2002, 2006), con el programa ROCLAB de Rocscience Inc. (2007). Para ello se tomaron los valores más representativos de calidad de la masa rocosa, asimismo de resistencia compresiva uniaxial y la constante “m i” de la roca intacta, desarrollados en este estudio. Cuadro 4.11 Propiedades de resistencia de la masa rocosa

Litología

GSI*

Volcánico 57 Intrusivo 57 Metavolcánico 42 Filita 35 Mineral 33 Volcánico (falsa caja) 30 Filita (falsa caja) 25 Nota: (*) GSI = RMR 89’ – 5

σc

MPa

(KN/m3)

100 100 50 30 20 15 10

2.8 2.8 2.8 2.8 3.5 2.8 2.7

“mi”

mmr

smr

20 20 20 15 10 10 7

2.933 2.933 1.501 0.824 0.502 0.439 0.246

0.0048 0.0048 0.0006 0.0002 0.0002 0.0001 0.0001

Emr

MPa

10597 10597 2022 976 348 221 116

v

0.25 0.25 0.27 0.28 0.30 0.30 0.30

Desde que, en el caso de masas rocosas se utilizará para los modelamientos numéricos, análisis elásticos y plásticos, el parámetro dilatación para las rocas de mayor resistencia se ha tomado como 2/3 de “m mr ” y para las de menor resistencia 1/3 del mismo. Página DCR Ingenieros S.R.Ltda.

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Para los modelamientos numéricos que se presentan más adelante, también se requiere conocer las propiedades de la losa de relleno cementado (concreto armado), para ello se ha utilizado el siguiente criterio: Módulo de elasticidad = 15,000 (f’c) 0.5 en kg/cm2, siendo f’c la resistencia compresiva no confinada de concreto. Resistencia a la tensión = 0.1 f’c Cohesión = 0.24 f’c Angulo de fricción = 35° a 40°. Estos criterios están basados en el RNE (Reglamento Nacional de Edificaciones) y en la Ref. 11. El criterio de falla utilizado para la losa en los modelamientos numéricos es el de Mohr Coulomb y para establecer el parámetro ángulo de dilatación se ha considerado un valor de 2/3 del ángulo de fricción. 4.5

Condiciones de agua subterránea

La presencia del agua dentro de la masa rocosa, influye adversamente en las condiciones de estabilidad de las labores subterráneas. Su principal efecto es la presión que ejerce en las discontinuidades, disminuyendo la resistencia al corte y por tanto diminuyendo el factor de seguridad o grado de estabilidad, por ello es importante tomarlo en cuenta. Según se puede observar en los formatos de las estaciones de mapeo geotécnicos de las labores subterráneas, las condiciones de presencia de agua corresponden desde húmedo hasta mojado. Sin embargo, in-situ se puede observar presencia de agua en forma de goteos y hasta flujos importantes. Uno de los problemas principales de Mina Andaychagua es la presencia del agua, que conjuntamente con la roca de calidad mala del mineral y las cajas, complican las condiciones de estabilidad de las excavaciones asociadas al minado. Es recomendable por ello que se contrate los servicios de una empresa especializada en hidrogeología, para que realice una evaluación detallada de las condiciones de presencia del agua en la Mina Andaychagua, de tal manera que pueda dar sus recomendaciones sobre el manejo de este problema. Durante los trabajos de campo se han observado en los algunos tajeos acumulación significativa de agua en el piso, que no es drenada oportunamente. Esta agua se está infiltrando constantemente dentro de la masa rocosa mineral y cajas, causando perturbación de la masa rocosa y complicando las condiciones del minado en los tajeos inferiores. Es recomendable por tanto implementar adecuados sistemas de drenaje en estas labores. Página DCR Ingenieros S.R.Ltda.

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4.6

Esfuerzos in-situ

La veta Andaychagua cruza transversalmente a la quebrada del mismo nombre, por esta razón, si consideramos la sección longitudinal, la parte central de la veta esta ubicada alineada con el fondo de la quebrada (río Andaychagua) y los lados NE y SW están alineados con las laderas de la quebrada. La profundidad promedio de las áreas de minado ubicadas de la parte central de la veta es de alrededor de 550 hasta el Nv. 1050, mientras que las profundidades promedio de los lados NE y SW es de alrededor de 750 m. Debido a estas profundidades se anticipa que los esfuerzos serán de magnitudes moderadas a altas y que la influencia de estos en las excavaciones futuras, será un factor determinante a considerar para la estabilidad de las mismas. Se ha estimado el esfuerzo vertical a partir del criterio de carga litostática (Hoek & Brown, 1978), considerando profundidades máximas de 550 a 750 m antes señaladas. Según este criterio, el esfuerzo vertical in-situ resulta aproximadamente de 15 a 21 MPa. La constante “k” (relación de los esfuerzos horizontal a vertical) para determinar el esfuerzo in-situ horizontal fue tomada como k = 0.7, a partir de las consideraciones dadas en los estudios previos. Con k = 0.7 se obtienen esfuerzos in-situ horizontales de 11 a 15 MPa. Por otro lado, utilizando el criterio de Sheorey (1994), los esfuerzos in-situ horizontales estarían en el rango de 7.5 a 10. MPa. Se puede ver en el párrafo anterior, los esfuerzos in-situ pueden variar en un rango amplio. Para tener valores realistas y confiables, es necesario realizar mediciones de esfuerzos, lo cual es altamente recomendable.


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5.

ANALISIS DE DISEÑO

5.1

Generalidades

En los capítulos previos se han definido las condiciones geomecánicas de la masa rocosa de la Veta Andaychagua para el minado. En este capítulo se efectúan los análisis de diseño, es decir, se integra toda la información geológica geomecánica desarrollada en este estudio, para predecir el rendimiento mecánico de las configuraciones del minado bajo las condiciones predominantes de la masa rocosa. Para ello se han seleccionado y aplicado esquemas matemáticos y computacionales de tal manera de plantear alternativas y estrategias de minado. 5.2

Direcciones preferenciales de avance de las excavaciones

Existen direcciones preferenciales en las cuales debe ser alineado el avance de las excavaciones, para lograr mejores condiciones de estabilidad de las mismas. Las condiciones más favorables para la estabilidad, ocurren cuando se avanzan las excavaciones en forma perpendicular a las estructuras principales; de manera contraria, las condiciones mas desfavorables para la estabilidad ocurren, cuando se avanzan las excavaciones en forma paralela a las estructuras principales. De acuerdo al arreglo estructural que presenta la masa rocosa de la Veta Andaychagua, los sistemas principales de discontinuidades mayores y menores tiene rumbo paralelo al rumbo de la veta y los sistemas secundarios de discontinuidades tienen rumbo perpendicular al rumbo de la veta. Como las excavaciones principales (tajeos y labores de avance) están orientadas o paralelas o perpendiculares al rumbo de la veta, las condiciones de estabilidad por orientación de las discontinuidades son muy desfavorables. Por razones de orden técnico se tienen que seguir estas direcciones de avance, por lo que se debe tener en cuenta este hecho para la aplicación del sostenimiento. 5.3

Aberturas máximas de las excavaciones y autosostenimiento

Desde el punto de vista de la problemática de Mina Andaychagua, uno de los aspectos más importantes del minado es la estabilidad de los tajeos. El método de minado corte y relleno descendente se utiliza cuando prácticamente no hay otra opción mas que las losas para controlar adecuadamente las condiciones de estabilidad de la masa rocosa del tajeo, principalmente del techo, por las condiciones geomecánicas muy desfavorables del terreno. Según la zonificación geomecánica realizada en el presente estudio, la masa rocosa mineralizada y la masa rocosa de las cajas tiene calidad entre Mala A y Mala B, según esta Página 37 DCR Ingenieros S.R.Ltda.


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calidad, se estima que los abiertos máximos de los tajeos estén en el orden de 3 a 4 m a lo más y con un tiempo de autosostenimiento de unas pocas horas o menos de 1 día. Este aspecto es de suma importancia para ser considerado en la búsqueda de otras alternativas de minado de la Veta Andaychagua. Por ahora está funcionando el corte y relleno descendente con losas, pero si se pudiera superar o controlar adecuadamente los abiertos máximos y tiempos de autosostenimiento de las excavaciones asociadas al minado, habría posibilidad de plantear otras alternativas para el minado. Un aspecto final está referido al sostenimiento. Actualmente, las paredes del tajeo son sostenidas con split sets y/o hydrabolts y shotcrete con refuerzo de fibras o sin este refuerzo. Este sostenimiento está resultando adecuado, sin embargo, es recomendable que la longitud de los pernos en las cajas sea de por lo menos 10 pies. El sostenimiento de las otras labores mineras tanto permanentes como temporales es llevado a cabo según los estándares que se tienen establecidos para Mina Andaychagua. El propósito principal de este informe está dirigido a evaluar el minado más que el sostenimiento. 5.4

Estabilidad estructuralmente controlada

El interés principal de este trabajo es el control de la estabilidad de los tajeos, en tal sentido, la estabilidad estructuralmente controlada dependerá de la calidad de la masa rocosa involucrada. En general, cuando la masa rocosa de una excavación tiene calidad de Regular B (IIIB) hacia arriba, la estabilidad estructuralmente controlada es importante para evaluar las condiciones de estabilidad y el sostenimiento de la excavación. Por otro lado, cuando la calidad de la masa rocosa es de Mala A (IVA) hacia abajo, la estabilidad estructural ya no tiene mayor importancia en el comportamiento de la masa rocosa de la excavación. Para el caso de los tajeos de Mina Andaychagua, tanto el mineral como las cajas inmediatas tienen calidad de Mala A (IVA) a Mala B (IVB), por lo que no es relevante evaluar la influencia del arreglo estructural de la masa rocosa sobre las condiciones de estabilidad del tajeo. Tendrá mayor relevancia evaluar específicamente la presencia de rasgos estructurales mayores como las fallas geológicas en la masa rocosa del entorno de los tajeos, en relación a su influencia sobre las condiciones de estabilidad de los mismos. Para las rocas de mejor calidad de las excavaciones de acceso y servicios temporales y permanentes, como el volcánico, las filitas silicificadas, el metavolcánico y el intrusivo, sí será importante la estabilidad estructuralmente controlada para evaluar las condiciones de estabilidad y de sostenimiento de las labores mineras. No obstante lo señalado en los párrafos previos, se ha efectuado un análisis de estabilidad estructuralmente controlado utilizando la data desarrollada en el Capítulo 4 y el programa Página 38 DCR Ingenieros S.R.Ltda.


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UNWEDGE Versión 3.004 de Rocscience Inc. (2004). Los resultados de estos análisis se presentan en el Anexo 7. Estos resultados han indicado lo siguiente: R

R

R

5.5

Para las excavaciones que siguen paralelo al rumbo de la veta, se forman cuñas alargadas potencialmente inestables en el techo y de tamaños considerables, debido a la presencia de los sistemas de fallas. También forman cuñas de tamaños medianos las discontinuidades menores, que son potencialmente inestables en el techo. El sostenimiento adecuado para estabilizar estas cuñas sería la combinación de pernos de roca – malla – shotcrete, según los estándares de sostenimiento. Para las excavaciones que siguen perpendiculares al rumbo de la veta, se forman cuñas pequeñas en paredes y techos, debido a la presencia de los sistemas de fallas; la estabilización en este caso consistiría en simples buenos desatados. También forman cuñas de tamaños medianos las discontinuidades menores, que son potencialmente inestables en el techo. El sostenimiento adecuado para estabilizar estas cuñas sería la combinación de pernos de roca – malla – shotcrete, según los estándares de sostenimiento. Para el caso de los tajeos, tanto las fallas como las discontinuidades menores forman cuñas pequeñas en las paredes, pero estas son irrelevantes por que el comportamiento del terreno dependerá más de la resistencia de la masa rocosa y por tanto de su calidad. Estabilidad controlada por esfuerzos

Para analizar la estabilidad controlada por los esfuerzos se han realizado modelamientos numéricos esfuerzo/deformación por elementos finitos utilizando el software PHASE2 Versión 6.004 de Rocscience Inc. (2005). Estos modelamientos han estado dirigidos a analizar el comportamiento de las losas y de la masa rocosa de su entorno, de tal manera de poder dimensionar los principales componentes estructurales asociados al minado de la Veta Andaychagua. Los casos de análisis fueron los siguientes: Caso 1: Niveles de esfuerzos que la roca transmite a las losas – Situación actual de minado del Nv. 950 al Nv. 1000 – Considerando la falsa caja. Caso 2: Niveles de esfuerzos que la roca transmite a las losas – Situación futura de minado del Nv. 1000 al Nv. 1050 – Considerando la falsa caja. Caso 3: Niveles de esfuerzos que la roca transmite a las losas – Situación actual de minado del Nv. 950 al Nv. 1000 – Sin considerar la falsa caja. Caso 4: Niveles de esfuerzos que la roca transmite a las losas – Situación futura de minado del Nv. 1000 al Nv. 1050 – Sin considerar la falsa caja. Página 39 DCR Ingenieros S.R.Ltda.


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Caso 5: Comparación altura de losa con ancho de minado Caso 6: Comparación resistencia de la losa con ancho de minado Caso 7: Comparación altura de tajeo con ancho de minado Los resultados de estos análisis son presentados en el Anexo 8 de este informe, estos resultados son descritos en detalle en los siguientes acápites. 5.5.1

Niveles de esfuerzos que la roca transmite a las losas

Cuando no se tienen mediciones de esfuerzos in-situ, un criterio para considerar estos esfuerzos en el diseño de excavaciones subterráneas es asumir un esfuerzo vertical (producto del efecto gravitacional o carga litostática) y un esfuerzo horizontal. A partir de este criterio podemos determinar mediante modelamiento numérico los esfuerzos inducidos por el minado, en términos de esfuerzos principales máximos (Sigma 1) y mínimos (Sigma 3). Si consideramos el criterio señalado en el párrafo anterior, podríamos asumir que estaría actuando lateralmente en las losas los esfuerzos in-situ horizontales, pero no siempre es así. Lo real sería que estén actuando en las losas los esfuerzos inducidos por el minado, es decir los esfuerzos principales máximo Sigma 1 y mínimo Sigma 3. Aparentemente el esfuerzo que estaría actuando es Sigma 3, pero esto no sucede siempre, en los modelamientos realizados se ha observado que debido a las características geomorfológicas de la Veta Andaychagua también podría actuar lateralmente en las losas los esfuerzos Sigma 1, que tienen valores más altos que Sigma 3. Por lo señalado, los esfuerzos que la roca transmite a las losas de Mina Andaychagua varían en un amplio rango de valores. Como se puede ver en los resultados de los modelamientos realizados del Anexo 8 (Casos 1, 2, 3 y 4 y Figuras 3 al 10), dependiendo de si se considera o no la presencia de la falsa caja, en las condiciones actuales de minado se tendrían valores de Sigma 3 desde 4.55 hasta 9.75 MPa y de Sigma 1 desde 9 hasta 18 MPa. Para el caso del minado futuro (Nvs. 1000 a 1050), los modelamientos efectuados indican que estos esfuerzos por lo general tendrán mayores valores: para el Sigma 3 desde 7.65 hasta 12.75 MPa y para el Sigma 1 desde 12 hasta 21 MPa. Los modelamientos realizados han indicado también que los rangos de valores de estos esfuerzos pueden ser más amplios, es decir pueden registrarse esfuerzos más bajos (disipación de esfuerzos) como más altos (concentración de esfuerzos) que los nombrados. El 28 de Febrero del 2009 ocurrió el colapso de una losa en Mina Andaychagua, el mecanismo de rotura indicó una falla por trituramiento del concreto, posiblemente por los altos esfuerzos compresivos a que estuvo sometido por el empuje de las cajas. Este empuje Página 40 DCR Ingenieros S.R.Ltda.


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probablemente estuvo relacionado a una zona de alta concentración de esfuerzos del Sigma 1, la cual alcanzó valores que superaron a la resistencia del concreto de la losa, produciendo su colapso. Este aspecto de la variabilidad de los esfuerzos que la roca transmite a las losas de Andaychagua es un aspecto importante a considerar para el diseño estructural de las mismas. Otro aspecto indicado por los modelamientos es que los esfuerzos que la roca transmite a las losas, considerando la presencia de la falsa caja entre las losas y la caja firme o buena, es ligeramente menor que los esfuerzos transmitidos por la roca sin considerar la presencia de la falsa caja, es decir, los esfuerzos que transmitiría la roca a las losas, retirando la falsa caja serían ligeramente mayores que los esfuerzos sin retirar la falsa caja. Finalmente, por todos los aspectos señalados en este acápite, dada su importancia, es altamente recomendable que Volcan Compañía Minera S.A.A., realice mediciones instrumentales de los esfuerzos in-situ y en general del comportamiento de las losas de Mina Andaychagua. Al respecto, se ha invitado al personal de una empresa especializada en este tipo de trabajos a visitar Andaychagua, este personal ha dado sus recomendaciones y su cotización para la instrumentación a realizar. Actualmente Volcan S.A.A., se encuentra en proceso de concretar estas mediciones instrumentales. 5.5.2

Altura de la losa y ancho de minado

El Grupo de Investigación de Mecánica de Rocas de la Universidad de British Columbia, desarrollo trabajos concernientes con el diseño de losas asociadas al método de minado corte y relleno descendente, revisando la práctica pasada y comparándola con las observaciones y mediciones realizadas en 12 operaciones mineras de Norteamérica que utilizan el citado método de minado. Por considerarlo importante para el presente estudio presentamos aquí un resumen de los aspectos de interés. En el artículo que publica los resultados de los citados trabajos, se resalta los posibles mecanismos de falla de las losas, los cuales se pueden apreciar en el Figura 5.1. Se halló que la inestabilidad por flexión fue la más crítica en ausencia de la inestabilidad rotacional y los esfuerzos de cierre ( σc), los cuales tienen que ser evaluados separadamente. Stone (1993), concluyó para el caso de los rellenos rocosos cementados de las losas, que las fallas por trituración, hundimiento y deslizamiento no son posibles cuando: la altura de la losa excede 0.5x ancho del tajeo (span), hay ausencia de esfuerzos de cierre y la resistencia compresiva no confinada del relleno rocoso cementado es mayor de 1.5 MPa, y la inestabilidad rotacional cuando esta sea cinemáticamente posible tiene que ser analizada separadamente. Página 41 DCR Ingenieros S.R.Ltda.


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Figura 5.1: Criterio de equilibrio límite adaptado de Mitchell, 1991.

La Figura 5.2 muestra la data base compilada a partir de las 12 operaciones mineras de Norteamérica y ploteada en un diagrama de estabilidad adaptado por Stone (1993) y desarrollado para el diseño de losas con paredes laterales verticales y con un factor de seguridad de dos (FoS = 2).

Figura 5.2: Diagrama de estabilidad para el diseño de losas con paredes verticales para un FoS de 2. Diagrama basado en el mecanismo de falla por flexión. Página 42 DCR Ingenieros S.R.Ltda.


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Este diagrama está basado en el mecanismo de falla por flexión, y muestra la resistencia compresiva no confinada requerida por la losa vrs la altura de la misma y el ancho (span) del tajeo, relacionados a las observaciones realizadas en las citadas operaciones mineras. Se halló que la data de las operaciones mineras era más conservadora que la requerida para FoS = 2, esto puede reflejar los requerimientos de control de calidad de las operaciones mineras individuales, considerando entre otros factores la sismicidad y la geometría del tajeo. Este diagrama además se puede utilizar como una primera aproximación de diseño. En el Anexo 8 de este informe (Figuras 11 a 15) se presentan los resultados de los modelamientos numéricos realizados para las losas de Andaychagua – Caso 5: Comparación altura de losa con ancho de minado, realizado para la profundización del minado (Nvs. 1000 a 1050) y con resistencia de la losa de 14 MPa. Estos resultados muestran que a mayor altura de losa, mejores son sus condiciones de estabilidad. Según las condiciones de análisis y los factores de seguridad obtenidos las alturas recomendables de las losas serían: Cuadro 5.1 Altura de losa vrs span del tajeo Span del Tajeo

Altura de losa

(m)

(m)

6

3.0

8

3.0

10

3.5

12

4.0

15

4.0*

Nota: Mínimo o topearlo.

5.5.3

Resistencia de la losa y ancho de minado

En el Anexo 8 de este informe (Figuras 16 a 20) se presentan los resultados de los modelamientos numéricos realizados para las losas de Andaychagua – Caso 6: Comparación resistencia de la losa con ancho de minado, realizado para la profundización del minado (Nvs. 1000 a 1050) y tomando en cuenta las alturas de losas del Cuadro 5.1. Se han considerado tres grados de resistencia: 10, 14 y 18 MPa, asumiendo que estas resistencias corresponden al tiempo en el cual comienzan a trabajar las losas (7 días). Actualmente en la Mina Andaychagua se adopta 14 MPa a 7 días, tiempo en el cual se ingresa debajo de la losa. Los resultados obtenidos indican que con 14 MPa de resistencia de la losa, estos muestran adecuadas condiciones de estabilidad para todos los casos de anchos de tajeos considerados Página 43 DCR Ingenieros S.R.Ltda.


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(6, 8, 10, 12 y 15 m) y sus correspondientes alturas de losas. Con 18 MPa de resistencia de las losas el factor de seguridad aumenta considerablemente dando mayor estabilidad a las mismas. Estos resultados no consideran la variabilidad de los esfuerzos que la roca transmite a las losas, tema tratado anteriormente. Más adelante se presenta el cálculo estructural de las losas y se dan mayores detalles sobre la resistencia de las mismas. Según el gráfico de la Figura 5.2, las resistencias de las losas debieran ser menores que las se tienen actualmente en Andaychagua, sin embargo, no sería recomendable por el momento bajar la resistencia, debido a la variabilidad de los esfuerzos que la roca transmite a las losas. Un aspecto que se ha observado en otras minas que utilizan el método de corte y relleno descendente y que no se ha observado en Andaychagua, es que después que el tajeo haya sido minado, es recomendable colocar sobre el piso del tajeo una capa de 0.3 a 0.5 m de espesor de roca fragmentada o material de desmonte. Esto tiene dos propósitos, el primero, es para prevenir el daño que podría ocurrir en la losa durante la voladura, proporcionando una voladura amortiguada conforme el minado progrese debajo del relleno y manteniendo la resistencia de la losa; el segundo propósito es servir como base para sostener verticalmente orientado a los elementos de refuerzo como los pernos Dywidag. 5.5.4

Altura de tajeo y ancho de minado

En el Anexo 8 de este informe (Figuras 21 a 25) se presentan los resultados de los modelamientos numéricos realizados para las losas de Andaychagua – Caso 7: Comparación altura de tajeo con ancho de minado, realizado para la profundización del minado (Nvs. 1000 a 1050) y tomando en cuenta las alturas de losas del Cuadro 5.1 y resistencias de 14 MPa. Según las condiciones geomecánicas del terreno, presentadas en el Capítulo 4, los resultados obtenidos muestran que a menor altura del tajeo mejores son las condiciones de estabilidad de las losas y su entorno, es decir las losas tendrán mejor comportamiento y asimismo las cajas por su menor área de exposición. Por lo tanto, para la profundización es recomendable adoptar la menor altura del tajeo actualmente utilizado (4.5 m). Solo en casos que la masa rocosa muestre condiciones geomecánicas más favorables puede utilizarse mayores alturas. 5.6

Diseño estructural de las losas

En el Anexo 9 se presenta el informe sobre el diseño estructural de las losas de Mina Andaychagua. Para el análisis estructural se ha utilizado un modelo matemático de Página 44 DCR Ingenieros S.R.Ltda.


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elementos finitos, considerando la deformación por corte de las losas, para lo cual se ha utilizado el programa SAP2000. Así mismo se ha comparado los resultados analíticamente, mediante la elaboración de una hoja de cálculo en EXCEL, analizando un modelo plano con un metro lineal de profundidad, considerando en las esquinas ochavados para evaluar la acción del empuje lateral, este programa considera el cálculo de esfuerzos máximos en cualquier punto de la losa, el análisis por flexión, el análisis por corte y empuje lateral, así mismo se considera el diseño del reforzamiento de la losa por los esfuerzos anteriormente mencionados. Es importante señalar que con esta hoja de cálculo en general se pueden realizar análisis de sensibilidad de cada una de estas variables respecto a otras para evaluar el comportamiento de las losas. Cabe señalar que es recomendable la lectura del informe señalado, por los importantes aspectos que se abordan, por las conclusiones a las que se ha llegado y por las recomendaciones que se dan para reformular el diseño estructural, optimizando y brindando seguridad al minado de Veta Andaychagua. Una de las aplicaciones de la citada hoja de cálculo, es la determinación del reforzamiento de las losas según los anchos de minado (span). En el siguiente cuadro se da el refuerzo de fierro para diferentes anchos (span) de tajeos. Cuadro 5.2 Reforzamiento principal de las losas Span (m)

Varilla 1” Ø

Varilla ¾” Ø

N° Niveles

Espaciado (cm)

N° Niveles

Espaciado (cm)

6 8 10 12 15

1 1 1 2 2

50 35 25 40 25

1 2 -

35 35 -

Sobre el reforzamiento de las losas cabe señalar los siguientes aspectos importantes: R

R

El reforzamiento indicado en el Cuadro 5.2 es el reforzamiento principal para cubrir la falla por flexión. Según este cuadro, se debe seleccionar el reforzamiento con varillas de 1” Ø o el reforzamiento con varillas de ¾” Ø, pero no ambos. Estas varillas deben ser ancladas a las cajas similares a lo que actualmente se realiza. Si bien, la hoja de cálculo indica que el reforzamiento por corte es aplicable solo cuando se trata de losas de gran span, con sobrecarga y de baja resistencia, sin Página 45 DCR Ingenieros S.R.Ltda.


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embargo no es recomendable quitar las “zetas” en las losas menores 12 m de span, debido a que estos cumplen la función de ayudar a conformar una viga rígida de concreto y evitar que se formen “juntas frías” debido a las paradas que puedan darse durante el vaciado del concreto. Para las losas de mayores span que 12 m, es recomendable cambiar las “zetas” por los pernos “dywidag” con el mismo espaciamiento de las “zetas”. En este último caso estos pernos también cumplen con reforzar para cubrir la falla por corte. En caso de considerar la disminución de la resistencia del concreto o la sobrecarga (sobrelosa), hay que determinar el nuevo reforzamiento por corte con la hoja de cálculo. R

R

El reforzamiento principal debe tener varillas de fierro de amarre, que serán colocadas longitudinalmente a la veta, o lo que es lo mismo perpendicularmente a las varillas principales. Las varillas de amarre deben tener 5/8” Ø y el espaciamiento, según regla práctica, debe ser 36 veces el diámetro de las varillas principales, es decir, por ejemplo, si se utilizan varillas principales de 1” Ø, los fierros de amarre de 5/8” deberán estar espaciados cada 90 cm. Los “omega” ( Ω) que actualmente se utilizan pueden seguir utilizándose. Si bien es cierto que no cumplen función estructural, sin embargo, facilitan la construcción del reforzamiento principal y la sujeción de la malla electrosoldada.



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6.

ALTERNATIVAS DE MINADO

6.1

Selección del método de minado

Para la selección del método de minado se deben tener en cuenta los siguientes factores: R

Condiciones naturales del yacimiento: • • • • •

R

Parámetros económicos: • • • • •

R

Tasas de producción (t/h) Vida de la mina Productividad (t/hombre-hora) Costos de explotación de otros métodos posibles Costos de capital de otros métodos posibles

Seguridad e higiene y medio ambiente: • • •

R

Geología Morfología de la mineralización Reservas y distribución de leyes Condiciones geomecánicas de la masa rocosa Condiciones hidrogeológicas

Facilidad para disponer de áreas de disposición de materiales Condiciones de seguridad de otros métodos posibles Subsidencia, o efectos que afectan a la superficie

Factores tecnológicos: • • • • • • • •

Recuperación Rendimientos mineros y mineralúrgicos Dilución Flexibilidad del método a condiciones cambiantes Selectividad del método Concentración o dispersión de los trabajos Facilidad para mecanizar y automatizar Intensidad de capital y mano de obra

En opinión del suscrito, si bien todos estos factores son importantes, sin embargo, las condiciones naturales del yacimiento juegan un rol preponderante en la selección del Página 47 DCR Ingenieros S.R.Ltda.


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método de minado. El método (o métodos) de minado debe(n) estar aparejado(s) a todas estas condiciones naturales del yacimiento, de tal manera que el minado sea técnicamente factible. La factibilidad técnica debe ser complementada con una evaluación económica del método (o métodos) de minado, para asegurar una factibilidad técnica – económica óptima. También se debe complementar con una evaluación de los aspectos de Seguridad e Higiene y Medio Ambiente, y Factores Tecnológicos. Las condiciones naturales del yacimiento, han quedado definidas en los capítulos anteriores, principalmente en los Capítulos 3 y 4. Tomando en cuenta esta información se han aplicado diversas técnicas de selección del método de minado, como las de Hartman (1987), Morrison (1976), Laubscher (1981) y Nicholas (1981), en primer lugar para verificar el método actual de minado y luego para ver métodos de minado alternativos. El proceso de jerarquización de los diferentes factores asociados a los diferentes métodos de minado subterráneo, indicó que en primer lugar el método de “minado por corte y relleno” (C&F) es el que se adapta mejor a las condiciones naturales encontradas en la Veta Andaychagua. Como alternativa resulta el método “conjunto de cuadros” (SQS). Desde el punto de vista económico, en el Cuadro 6.1 se presenta en forma ordenada, de menos a más, los costos de minado correspondientes a los principales métodos de minado subterráneos. En líneas generales se debe tratar de buscar la aplicabilidad de los métodos a un yacimiento mineral en el orden enumerado, e ir descartando hasta encontrar el método aplicable más económico. Cuadro 6.1 Métodos de minado subterráneo en orden de costos Orden

1 2 3 4 5 6 7 8 9

Método de minado

Block ó Panel Caving Room and Pillar Sub Level Stoping Sub Level Caving Cut and Fill Stoping Vertical Crater Retreat Top Slicing Shrinkage Stoping Square Set Stoping

Abreviación

US$/TM

BC R&P SLS SLC C&F VCR TS SHS SQS

2.5 a 8 4 a 10 5 a 10 6 a 12 10 a 30 20 a 25 25 a 35 30 a 40 > 35

Se descarta la aplicabilidad del método BC, debido a la morfología de la mineralización, tamaño de reservas y el daño que se causaría a la superficie del terreno por la subsidencia. El método R&P no debe descartarse totalmente, desde que este puede ser utilizado como combinación o complemento de otros métodos de minado. El método SLS es descartado Página 48 DCR Ingenieros S.R.Ltda.


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principalmente por la mala calidad del mineral y de las cajas. El método SLC también queda descartado, debido a la mala calidad del mineral y el daño que se causaría a la superficie del terreno por la subsidencia, no se debe olvidar que en superficie se encuentra entre otros el río Andaychagua. El método C&F es el preferido. El resto de los métodos de minado (incluido el SQS) tienen costos más altos que los anteriores, por lo que no es recomendable evaluarlos; sin embargo, cabe señalar que técnicamente el SQS constituye una alternativa de minado. Enseguida brindamos mayor información sobre los métodos de minado corte y relleno y conjunto de cuadros. Método de minado corte y relleno – C&F

El corte y relleno tiene un extenso rango de variaciones como resultado directo del minado selectivo, buena recuperación y practicabilidad bajo condiciones de rocas débiles e impredecibles, y se presta a la mecanización de la explotación. Las técnicas de relleno que actualmente se disponen, pueden mejorar los aspectos técnicos y económicos de este método de minado, que frecuentemente ha reemplazado a otros métodos de minado. Hay variadas modalidades de corte y relleno. Se tiene en primer lugar el corte y relleno ascendente, que se aplica cuando se puede controlar las condiciones de estabilidad de las excavaciones asociadas al minado con un sostenimiento adecuado. En lo posible se debe preferir ascender antes que descender. Por otro lado, se tiene el corte y relleno descendente, que se utiliza cuando no es posible controlar las condiciones de estabilidad del tajeo, si no se utiliza losas de concreto o relleno cementado para tener un techo estable debajo del cual llevar a cabo el minado. Este es el caso de la explotación de la Veta Andaychagua. Esta modalidad de minado por lo general resulta más costosa que el corte y relleno ascendente. Método de minado conjunto de cuadros - SQS

Este método de minado tradicional tiene una importancia limitada actualmente. La ventaja principal es que este puede ser aplicado a casi cualquier forma de depósito y condiciones del terreno, sin embargo, demanda una labor extremadamente intensa y requiere de abastecimiento permanente de madera. El método consiste en un sistema de soportes de madera, donde las piezas precortadas son ensambladas en un modelo cuadrado regular a través de toda el área excavada. El espacio entre los cuadros normalmente se rellena con material estéril, dejando solamente ciertas Página 49 DCR Ingenieros S.R.Ltda.


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secciones que sirven como galerías, caminos y echaderos de mineral. La extracción es una operación completamente manual, la manipulación de la madera y la construcción de los cuadros son operaciones laboriosas. El conjunto de cuadros, es apropiado para yacimientos de alta ley, donde la buena recuperación es importante y donde la ley justifique los altos costos de operación. Si bien es cierto que desde el punto de vista de las condiciones del terreno este método de minado podría ser aplicado a Andaychagua, sin embargo, por las características señaladas y por las características de la operación y producción minera, este método es descartado. 6.2

Corte y relleno descendente de mina Andaychagua

Según los resultados de la selección del método de minado, presentados en el acápite anterior, está justificada la utilización del método de minado corte y relleno descendente para la explotación de la Veta Andaychagua. En este acápite se amplían los argumentos para validar este método de minado. Se debe tener en cuenta que la masa rocosa mineralizada y de las cajas inmediatas es de calidad Mala A (IVA RMR 31-40) a Mala B (IVB RMR 21-30). En estas condiciones de roca, según la evaluación hecha en el Capítulo 5 sobre las aberturas máximas y tiempo de autosostenimiento, estas soportan abiertos de cómo máximo 3 hasta 4 m, con tiempos de autosostenimiento de unas pocas horas o menos de 1 día. En Andaychagua es común ver aberturas máximas de tajeos de 8, 10, 12 hasta 14 m o más; con estas aberturas, si no se tuvieran losas como actualmente se tienen, las excavaciones colapsarían prácticamente de inmediato. Considerando dichas aberturas máximas, sería sumamente difícil o casi imposible controlar las condiciones de estabilidad de los tajeos (principalmente del techo) utilizando sostenimiento artificial diferente a las losas, por más severo que este sea. Con esto queda justificado el uso del método de minado corte y relleno descendente con losas de concreto armado. Un aspecto adicional de mucha importancia es la experiencia muy valiosa que el personal de la mina tiene sobre este método de explotación de la Veta Andaychagua. Puede que este método sea costoso y que haya dificultades por la calidad del terreno y la presencia de agua pero es dominado por el personal de la mina y se cumple la producción especificada, y los resultados de este estudio indican que se puede aun optimizar este método de minado. 6.3

Método de minado alternativo

Los autores del presente estudio han estado involucrados en el diseño y puesta en marcha del denominado método de minado “SDRC” ( Subniveles Descendentes con Relleno Página 50 DCR Ingenieros S.R.Ltda.


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Cementado) o “SARC” ( Subniveles Ascendentes con Relleno Cementado), en condiciones

geomecánicas desfavorables de la masa rocosa del yacimiento. Este método de minado combina el minado por subniveles con taladros largos, con cavidades relativamente pequeñas, cuya estabilidad pueda controlarse adecuadamente (requisito indispensable), y el uso del relleno cementado que en el peor de los caso no es mayor de 4 MPa en la modalidad descendente y no mayor de 1 MPa en la modalidad ascendente. En el Anexo 10 se presentan los esquemas de minado propuesto aquí como alternativa. La labor principal de acceso debe ser una rampa de preferencia ubicada en la caja piso. Desde la rampa se construirían cruceros de acceso hacia la estructura mineralizada en cada subnivel, a estos cruceros también se le denominan brazos. La altura entre los subniveles podríamos establecerla en 15 m piso a techo. En cada subnivel y desde el crucero de acceso se construiría una galería dentro de la estructura mineralizada, en la parte central de la potencia de la veta. El crucero y la galería de cada subnivel tendría 3.5 m de ancho x 3.5 m de altura, de tal manera que entre los subniveles quedaría un banco de 8 m de altura para ser perforado con taladros largos. El crucero y la galería deben ser sostenidos en forma adecuada para controlar sus condiciones de estabilidad. Habría varias alternativas para la secuencia de minado, pero en todas ellas lo común es que en el subnivel superior se construya, a partir de la galería en mineral, un crucero de 4 m de ancho x 3.5 m de altura, y en el crucero inferior se hace lo mismo en forma simétrica. Estos cruceros superior e inferior deben ser sostenidos adecuadamente con pernos de roca (split sets o hydrabolts) en bóveda y hastiales + malla + shotcrete simple o reforzado, en este último caso ya no se usaría la malla. Este sostenimiento es muy importante para controlar las condiciones de estabilidad de estas excavaciones, si no se pudiera controlar la estabilidad de estas excavaciones simplemente no resultaría esta alternativa de minado. Entre el crucero superior e inferior quedaría un banco de 8 m de altura, el mismo que sería extraído utilizando taladros largos. Primero se haría la chimenea slot para la cara libre, luego se irían disparando las sucesivas filas y limpiando el mineral hasta dejar vacío el tajeo. El tajeo al final tendría dimensiones de 4 m de ancho, 15 m de altura y longitud correspondiente a la potencia de la veta. Luego vendría el relleno cementado hasta el piso del subnivel superior. Posiblemente se requiera en el subnivel inferior un tapón o barrera para que el relleno no invada las labores mineras. Es altamente recomendable que todo el ciclo de minado se lleve a cabo con la mayor velocidad posible de tal manera de ganarle a la inestabilidad. Esta es una cuestión clave. Si la secuencia de minado fuera ascendente, el minado continua hacia arriba, en la misma columna del tajeo que ya se encuentra rellenado. El crucero superior ahora se convierte en crucero inferior y se prepara el crucero superior. De esta manera el minado va ascendiendo en una columna. Cuando esta columna esta formada por más de dos o tres o más cortes Página 51 DCR Ingenieros S.R.Ltda.


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verticales puede empezar otra columna adyacente en la base y así sucesivamente el minado va progresando en una secuencia de avance que denominamos “secuencial ascendente y en retirada”. En este caso la función principal del relleno cementado será solo el de mantener paredes autoestables para permitir el minado al costado, por lo que su resistencia no debe ser más de 1 MPa. Se podría hacer paneles de minado para tener más frentes de producción, en este caso simplemente hay que planificar otro u otros accesos desde la rampa, pueda que en este caso sea necesario un by pass desde donde construir cruceros de acceso a los tajeos. Si el minado fuera descendente, el avance sería “secuencial horizontal y en retirada”. Es decir, el minado procedería en un horizonte comprendido entre dos subniveles. Se minaría un tajeo previa preparación y sostenimiento de los cruceros superior e inferior. Luego se rellenaría con relleno cementado de no más de 4 MPa de resistencia. El relleno en este caso deberá ser “topeado” al techo del tajeo o de lo que fue el crucero superior, esto también es una cuestión clave. Terminado el minado de un tajeo se mina el tajeo adyacente después de esperar prudentemente la fragua necesaria del relleno cementado para que este alcance su resistencia de trabajo. Así sucesivamente se va avanzando el minado horizontalmente hasta agotar el horizonte. Luego se va a otro horizonte inferior de tal manera que el minado progrese descendentemente. En esta modalidad de minado el relleno cementado tiene doble función: primero, actuará como pared autoestable cuando se mine al costado, y segundo, actuará como techo estable cuando se mine debajo. También en esta modalidad de minado se pueden hacer paneles para tener más frentes de producción. En la experiencia que tuvieron los autores de este estudio, primero se comenzó con el “SDRC” y luego se pasó al “SACR”. Tiene mayores ventajes el minado ascendente que el descendente, pero en cualquier caso para que funcione cualquiera de las modalidades es indispensable poder controlar las condiciones de estabilidad de los cruceros superior e inferior con un sostenimiento adecuado, de lo contrario simplemente no funciona ninguna de estas modalidades de minado. Finalmente, en Mina Andaychagua se ha estado intentando utilizar el método de minado corte y relleno ascendente, en algunos casos el método ha funcionado, pero en otros el problema ha sido que no se ha podido controlar las condiciones de estabilidad del tajeo. Cabe señalar al respecto que en este caso se ha entrado de manera longitudinal a la veta, donde las condiciones de estabilidad son más críticas. En la alternativa propuesta el tajeo sería minado transversalmente a la veta, donde las condiciones de estabilidad podrían ser más favorables. Por todo lo señalado, es recomendable que el personal de Planeamiento y Operaciones de Mina de Volcan Compañía Minera S.A.A., evalúe en mayor detalle esta sugerencia de alternativa de minado que podría utilizarse en Veta Andaychagua. De ser necesario se debería considerar una etapa de pilotaje. Página 52 DCR Ingenieros S.R.Ltda.


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7.

REFERENCIAS BIBLIOGRAFICAS

1.

Arcadis Geotécnica S.A., “Estudio Geotécnico Complememtario Mina Andaychagua” preparado para Volcan Compañía Minera Minera S.A.A. Marzo 2001. 2001.

2.

Córdova David, Alejano Leandro y Cuadros José, “Practical considerations and models

of the sublevel caving exploitation ‘Tinyag’ Perú. Publicación del 5 th International Conference & Exhibiton on Mass Mining Lulea Sweden. Junio 2008. 3.

Bieniawski Z.T. “Engineering Rock Mass Clasification” Wiley – Interscience Publication – 1989.

4.

Brady B.H.G. & Brown E.T. “Rock Mechanics for Underground Mining” George Allen & Unwin – London – 1985.

5.

Brown E.T. “Rock Caracterization Testing and Monitoring” ISRM Suggested Methods – Commission on Testing Methods, International Society for Rock Mechanics – 1981.

6.

DCR Ingenieros S.R.Ltda. “Evaluación Geomecánica del Método de Minado – Mina Santa Pancha” Grupo GlencairN Gold Corporation – Nicaragua – Informe Técnico – Febrero 2007.

7.

Hoek E., Kaiser P., Bawden W. “Support of Underground Underground Excavations in Hard Rock” A.A. Balkema 1995.

8.

Hoek E. “Practical rock engineering” Rocscience, 2002.

9.

Hudson J.A. Ed. “Comprehensive Rock Engineering – Principles, Practice & Projects”. Volúmenes 3 y 4, Pergamon Press 1993.

10.

Hustrulid W.A. and Bullock R.L. “Underground Mining Methods: Fundamentals and International Case Studies” SME – 2001.

11.

Pakalnis R., Cáceres C., Clapp K., Morin M. “Design Spans – Underhand Cut and Fill Mining” University of British Columbia. Artículo presentado al 107th CIM-AGM Toronto, Abril 2005.

12.

SVS Ingenieros S.A., “Estudio Mecánica de Rocas y Método de Minado – Mina Andachagua” Informe 1-M-007-002 preparado para Volcan Compañía Minera S.A.A. Lima, Setiembre de 1999.

13.

Volcan Compañìa Minera S.A.A., “Planos y secciones geológicas e información del método de minado y relleno cementado” Julio Agosto 2009

14.

Weiss F. y Córdova D. “Influencia de las condiciones naturales en la selección del método de explotación en minería subterránea”, Informe INGEMMET – 1991.

Página

53

ANEXO A NEXO 1: METODO DE MINADO – MODAL IDAD “ FRON FRONTO TONE NEO” O”

ANEXO A NEXO 2: METODO DE MINADO – MODAL IDAD “ BANQU BANQUEO” EO”

ANEXO 3: SISTEMA DE REFORZAMIENTO DE LAS LOSAS

ANEXO 4: DATA B ASICA DEL MAPEO GEOTECNICO DE AFLORAMIENTOS ROCOSOS

ANEXO 5: DATA B ASICA DEL MAPEO GEOTECNICO DE SONDAJES DIAMANTINOS

ANEXO 6: RESULTADOS DE ENSAYOS DE LABORATORIO DE MECANICA DE ROCAS

ANEXO 7: ANA LISIS DE ESTABILIDA D ESTRUCTURALMENTE CONTROLADO

ANEXO 8: MODELAMIENTO NUMERICO CON EL SOFTWARE PHASE2

ANEXO 9: DISEÑO ESTRUCTURAL DE L AS L OSAS

ANEXO 10: ESQUEMAS DE ALTERNATIVA DE MINADO

344027351-Informe-Geomecanico-Andaychagua-DCR.pdf

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