Informe Final Diseño Subte (Wulasky)

PROYECTO SUBTERRÁNEO GEOMECÁNICA MINERÍA POR HUNDIMIENTO

INDICE 1

INTRODUCCIÓN.................................................................................................................6

2

OBJETIVOS..........................................................................................................................8 2.1 2.2

PRINCIPAL ............................ .......................................... ............................ ............................ ............................ ............................ ............................ ............................ ............................ .....................8 .......8 ECUNDARIOS S ........................... ......................................... ............................ ............................ ............................ ........................... ........................... ............................ ............................ .................8 ...8

3

ALCANCES...........................................................................................................................9

4

SOFTWARES UTILIZADOS............................................................... UTILIZADOS....... ..................................................................................... ............................. 11 4.1 4.2 4.3 4.4 4.5 4.6

DIPS: ........................... ......................................... ............................ ............................ ............................ ............................ ........................... ........................... ............................ ............................ ...............11 .11 ROCLAB: ............................ .......................................... ............................ ............................ ............................ ............................ ........................... ........................... ............................ ......................11 ........11 AUTOCAD 2008:................................... 2008:................................................. ............................ ............................ ............................ ............................ ............................ ............................ .................12 ...12 UNWEDGE 3.005:............. 3.005:........................... ............................ ............................ ............................ ............................ ............................ ............................ ............................ ........................12 ..........12 MICROSOFT EXCEL: ........................... ......................................... ............................ ............................ ............................ ............................ ............................ ............................ ...................12 .....12 2 PHASE 6.004:................ 6.004:.............................. ............................ ............................ ............................ ............................ ............................ ............................ ............................ ..........................12 ............12

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

6

ANTECEDENTES GENERALES DE LA UBICACIÓN DEL YACIMIENTO .......... 14 6.1 UBICACIÓN Y CARACTERÍSTICAS GEOGRÁFICAS ............................ .......................................... ............................ ............................ ............................ .................14 ...14 6.1.1 Relieve..................... Relieve........... ..................... ..................... ..................... ..................... ..................... ..................... ..................... ..................... ..................... ..................... ..................... .................... ......... 14 6.1.2 Clima ............................ .......................................... ............................ ............................ ............................ ............................ ........................... ........................... ............................ ......................14 ........14 6.1.3 Hidrografía .................... .......... ..................... ..................... ..................... ..................... ..................... ..................... ..................... ..................... ..................... ..................... ..................... .............14 ..14 6.1.4 Sismología....... Sismología..................... ............................ ............................ ............................ ............................ ............................ ........................... ........................... ............................ ......................15 ........15 6.2 CARACTERIZACIÓN ......................................... ............................ ............................ ............................ ...................16 .....16 ARACTERIZACIÓN GEOLÓGICA Y GEOTÉCNICA ........................... 6.2.1 Litología del yacimiento ..................... ........... ..................... ..................... ..................... ..................... ..................... ..................... ..................... ..................... ..................... .............16 ..16 6.2.2 Alteración. ..................... ........... ..................... ..................... ..................... ..................... ..................... ..................... ..................... ..................... ..................... ..................... ..................... .............16 ..16 6.2.3 Mineralización. ..................... ........... ..................... ..................... ..................... ..................... ..................... ..................... ..................... ..................... ..................... ..................... ................ ......16 16 6.3 GEOLOGÍA ESTRUCTURAL ........................... ......................................... ............................ ............................ ............................ ............................ ............................ ........................17 ..........17 6.3.1 Estructuras...... Estructuras.................... ............................ ............................ ............................ ............................ ............................ ........................... ........................... ............................ ......................17 ........17

7

GEOTECNIA.......................................................................................................................18

8

CARACTERIZACIÓN GEOMECÁNICA .................................................. ...................................................................... .................... 20 8.1

9

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

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

10 DESCRIPCIÓN DEL MÉTODO DE EXPLOTACIÓN ................................................ .................................................. 21 10.1 10.2 10.3

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


11 DISEÑO Y ORIENTACIÓN DE GALERÍAS ...................................................... ................................................................. ........... 25 11.1 11.2

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

12 ANÁLISIS DE ESTABILIDAD DE LOS PILARES ...................................................... ........................................................ 34 12.1 12.2

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

13 EVALUACIÓN DE LA HUNDIBILIDAD. .................................................. ...................................................................... .................... 41 14 ANÁLISIS DE SUBSIDENCIA ................................................... ......................................................................................... ...................................... 45 15 PARÁMETROS DE DISEÑO................................................................................. DISEÑO.......................... .................................................................. ........... 48 15.1 15.2

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

16 FORTIFICACIÓN ..................................................... ............................................................................................................. .......................................................... 53 17

CONCLUSIONES...............................................................................................................56

18

RECOMENDACIONES.....................................................................................................60

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

5


1 Introducción El desarrollo de cualquier obra de ingeniería, requiere de un conocimiento previo de su medio de trabajo. Debido a esto, una primera etapa dentro de cada diseño, corresponde a la caracterización del entorno en el cual se realizará la actividad. Particularmente en minería, se trabaja sobre un medio complejo: roca, la cual a nivel micro se compone de minerales que difieren en sus propiedades, y por lo tanto, en su comportamiento mecánico; mientras que a mayor escala, posee discontinuidades, las cuales generalmente provocan una disminución en los parámetros de resistencia del macizo, y por otro lado, adhieren cierta direccionalidad a estos. Los procesos de formación de las rocas son variables, los parámetros que intervienen fundamentalmente en su desarrollo son presión y temperatura, y ya que estos presentan gradientes que responden principalmente a la profundidad, se distinguirán comúnmente en un perfil, distintos tipos de litologías. En adición a lo anterior, deben tomarse en cuenta todos los procesos de alteración, hayan ocurridos estos simultáneamente, o con posterioridad a la formación principal. Considerando lo recientemente expuesto, se realizó en la primera etapa el desarrollo del proyecto subterráneo: “Geomecánica Minería por Hundimiento”, la caracterización geológica, geotécnica y geomecánica de un sector que presenta cierto beneficio, y que por lo tanto, requiere del conocimiento y establecimiento de unidades que presenten un comportamiento, en términos mecánicos, similar. Estas unidades son denominadas unidades geotécnicas, y en este presente informe se desarrollara su caracterización en profundidad. El procedimiento que se lleva a cabo para la obtención de las propiedades geomecánicas de estas unidades geotécnicas debe fundamentarse, primero, en la composición mineralógica de la roca; luego, en el comportamiento mecánico y propiedades de resistencia a nivel de roca intacta, para después; en conjunto con la traza estructural presente, conformar el macizo rocoso “típico” de las condiciones de formación. Esta caracterización y definición de las unidades geotécnicas es de vital importancia en el diseño del sistema de explotación. En este caso particular, un hundimiento, el cual puede ser desarrollado por Sub Level Caving, Block Caving o Panel Caving, en cualquiera de sus variantes. Esto, porque distintas calidades de macizo, presentan disposiciones diferentes frente al hundimiento. A nivel muy general, se puede mencionar que macizos rocosos demasiado competentes, son menos factibles de hundir. Por otro lado, en minería subterránea, es de suma relevancia el estudio de las condiciones de esfuerzos pre minería actuantes en la roca. Esto, debido a los elevados niveles que alcanzan a altas profundidades, y la inestabilidad asociada que esto trae. Un conocimiento detallado de estas condiciones, permite predecir, con un buen nivel de confiabilidad, la redistribución del estado tensional que se producirá al realizar minería. 6


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

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2 Objetivos 2.1 Principal Dentro de esta fase del proyecto, el principal objetivo es: Caracterizar bajo parámetros geológicos, geotécnicos y geomecánicos el macizo rocoso a explotar.

2.2 Secundarios Para lograr la tarea principal mencionada recientemente, se han establecido las siguientes actividades: 

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



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



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

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

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



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



El Proyecto se sucede bajo un nivel de Ingeniería Conceptual 1, por lo que los resultados que se resumen a continuación deben ser estudiados, analizados y discutidos en las posteriores etapas de Ingeniería Básica y de Detalle.



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

El estudio conceptual, es, fundamentalmente, la definición del problema, lo que requiere conocimiento tecnológico junto con el de las especificaciones de los clientes. Además es la primera etapa de un proyecto, después de que se ha planteado su necesidad. Durante la ingeniería conceptual se define el proceso, esto a través de expertos (ingenieros con experiencia). Durante esta etapa se definen, de una manera preliminar, aspectos como los siguientes: * Capacidad requerida para la instalación. * Ubicación aproximada. * Área física de la instalación. * Costo de inversión. * Costo de mantenimiento. * Rentabilidad de la inversión. * Previsión para ampliaciones futuras. * Disposición general de los equipos en el área de la planta. * Diagrama de flujo de los procesos principales. * Estudio de vías de acceso. * Requerimientos de los servicios públicos o determinación de producción propia. Además permite una evaluación económica cercana al 30%, y si este proyecto se considera rentable luego de todos los pasos anteriormente señalados, se continua con una ingeniería básica. Actualmente, la evaluación de cada proyecto se sucede fundamentalmente en 4 estudios. En 1

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

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orden cronológico, estos son los de Ingeniería de Perfil, Ingeniería Conceptual, Ingeniería Básica e Ingeniería de Detalle. Cabe señalar que a medida que se avanza en estas etapas, si bien es cierto, se tiene una mayor certeza respecto de la evaluación requerida, como contraparte, debe considerarse el tiempo transcurrido para la evaluación; y por otro lado, la mayor inversión realizada para contar con información más detallada. Dado lo anterior, la ejecución de estos estudios es decisión particular y depende del poder económico y de evaluación de cada empresa. Augusto Millán, profesor titular de la Facultad de Ciencias Físicas y Matemáticas de la Universidad de Chile, Ingeniero Civil de la mencionada casa de estudio y M. Sc. por el Imperial College de la Universidad de Londres, en su libro Evaluación y factibilidad de proyectos mineros, señala al respecto: ... “Las evaluaciones que llevan a tomar la decisión de seguir asignando recursos en un Proyecto Minero son aquellas que se hacen al término de las etapas que he denominado simplificadamente Estudio Inicial (de Perfil) y el Estudio Conceptual”... ................................................................ ... “La toma de decisiones de invertir en el campo de la minería siempre constituye un conjunto de fases sucesivas, las que en este texto hemos agrupado en tres etapas: el Estudio Inicial (EI), el Estudio Conceptual (EC) y el Estudio Básico (EB)”... ... “En proyectos complejos, aún cuando sean de pequeña magnitud, también es indispensable el EC y no siempre está exento de importantes errores”...

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4 Softwares utilizados Como herramientas de apoyo para esta primera fase del proyecto, se utilizan los siguientes programas computacionales:

4.1 Dips: En su versión 5.041, desarrollado por Rocscience en Toronto, Canadá, con fecha Diciembre 9 de 1999, es un programa diseñado para el análisis interactivo de orientaciones basado en información geológica. Constituye una herramienta de trabajo para diferentes aplicaciones y diseñada tanto para usuarios con un nivel avanzado, como para novatos. Se basa en el uso de la red estereográfica tanto equiangular (Red de Wulff) como equiareal (Red de Schmidt), por lo que permite trabajar desde un punto de vista geométrico para el primer caso, y desde otro que tiene que ver con la recolección de información estructural para el segundo. La construcción de esta red se realiza siguiendo las mismas técnicas que para el análisis manual, pero aprovechando las bondades del computacional, tales como la rapidez de análisis estadísticos, en este caso, pero se aprovechan las bondae, pero ser de concentraciones de estructuras (“clusters”), análisis cuantitativos y cualitativos, etc. Los parámetros de entrada (inputs) son esencialmente el rumbo y manteo (en cualquiera de sus notaciones) de la estructura en análisis, pero una serie de variables que permitan caracterizar y diferenciar distintos tipos de discontinuidades pueden ser añadidas opcionalmente.

4.2 Roclab: En su versión 1.007, desarrollado por Rocscience en Toronto, Canadá, con fecha Junio 23 de 2003, es un programa diseñado en forma paralela al criterio generalizado de Hoek & Brown (2002 Edition) y que permite al usuario, por una parte, obtener de forma rápida y fácil estimaciones para las propiedades que caracterizan el macizo rocoso, y por otra, visualizar el efecto de cambiar estos parámetros, en las envolventes de falla. Los inputs del programa son, a nivel de roca intacta: σ ci y mi (resistencia a la compresión uniaxial y constante de la roca (Hoek), respectivamente), los factores de escalamiento para macizo rocoso: GSI y D (Índice Geológico de Resistencia y Factor de perturbación de la roca asociado al desconfinamiento y el daño causado por la tronadura, respectivamente), y el valor del esfuerzo principal menor σ 3 max hasta el cual se corregirá la envolvente de Hoek and Brown para obtener los parámetros de la de Mohr-Coulomb. Los resultados obtenidos (outputs) arrojan propiedades geomecánicas del macizo (módulo de Young), parámetros de resistencia a la compresión uniaxial y a la tracción (a nivel de macizo rocoso) y las variables que definen las envolventes de falla para los criterios de Hoek & Brown y Mohr-Coulomb. 11


4.3 Autocad 2008: Es un software orientado al apoyo de diseño gráfico y métodos gráficos de ingeniería. El programa posee distintas configuraciones de unidades de medición, por lo que su uso se ha globalizado. Al igual que otros programas de Diseño Asistido por Ordenador (DAO), AutoCAD gestiona una base de datos de entidades geométricas (puntos, líneas, arcos, etc) con la que se puede operar a través de una pantalla gráfica en la que se muestran éstas, el llamado editor de dibujo. La interacción del usuario se realiza a través de comandos, de edición o dibujo, desde la línea de órdenes, a la que el programa está fundamentalmente orientado. Las versiones modernas del programa permiten la introducción de éstas mediante una interfaz gráfica de usuario o en inglés GUI, que automatiza el proceso. Como todos los programas de DAO, procesa imágenes de tipo vectorial, aunque admite incorporar archivos de tipo fotográfico o mapa de bits, donde se dibujan figuras básicas o primitivas (líneas, arcos, rectángulos, textos, etc.), y mediante herramientas de edición se crean gráficos más complejos. El programa permite organizar los objetos por medio de capas o estratos, ordenando el dibujo en partes independientes con diferente color y grafismo. El dibujo de objetos seriados se gestiona mediante el uso de bloques, posibilitando la definición y modificación única de múltiples objetos repetidos.

4.4 Unwedge 3.005: Es un programa del análisis y de la visualización de la estabilidad 3D para las excavaciones subterráneas en la roca que contiene discontinuidades estructurales que se intersecan. Los factores de seguridad se calculan para las cuñas potencialmente inestables y los requisitos de ayuda se pueden modelar usando varios tipos de patrón y el empernarse y shotcrete del punto. Utilizar Unwedge para crear rápidamente un modelo, realizar un análisis factorial de seguridad, poner el refuerzo e interpretar los resultados

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

4.6 Phase 2 6.004: Es un software diseñado para analizar como se comportan los esfuerzos para minería subterránea o superficies excavadas en roca o suelo. Esta herramienta puede ser usada en un amplio rango de proyectos de ingeniería, como análisis de taludes, botaderos, pilares, túneles, entre otros. 12


5 Antecedentes disponibles Para realizar el proyecto se cuenta con la siguiente información general: 

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



Se tiene información sobre la ubicación general del yacimiento.



Referente a la geología:



•

Existen secciones que muestran la distribución litológica del yacimiento.

•

Se conoce la mineralización de mena, la cual traerá el beneficio económico al proyecto de explotación.

•

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

Al respecto de la geotecnia y geomecánica. •

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

•

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

•

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

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6 Antecedentes Generales de la ubicación del yacimiento 6.1 Ubicación y Características Geográficas El yacimiento se encuentra ubicado en la zona de la cuarta región de Chile, específicamente en la zona cordillerana de La Serena. Si bien no esta especificado el lugar exacto en donde se encuentra ni alguna coordenada o vías de acceso al sector, se nos da como referencia que se ubica a 140 Km. de Vicuña, lugar en donde se encuentra el sector poblado mas cercano a nuestro yacimiento. Por otra parte no hay información acerca de intervenciones mineras aledañas al sector de trabajo, ni tampoco si es que nuestro proyecto se realizara en roca sin o con alteración previa. Finalmente, y a pesar de que no tenemos una ubicación exacta del sector en que se encuentra el yacimiento, es importante entregar una serie de datos geográficos de la región, los cuales nos serán de gran ayuda para la posterior etapa de caracterización geológica, geotecnia y geomecánica.

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

6.1.2 Clima El clima de esta región se define como de estepa con nubosidad abundante. En la costa, que es donde se sitúa esta ciudad, domina una faja semiárida con nublados abundantes, la humedad relativa es tan alta que alcanza un promedio de un 80 % ; allí las neblinas se intensifican localmente, lo que explica una vegetación más densa y la conservación de asociaciones boscosas en las colinas cercanas. Las precipitaciones comienzan a darse por encima de los 100 mm. anuales, aumentando progresivamente hacia el sur y su efecto repercute en las acumulaciones de nieve cordillerana y a través de éstas, en el caudal de los ríos. La temperatura presenta pocas variaciones en sus oscilaciones diarias y anuales.

6.1.3 Hidrografía En el sector donde se encuentra el yacimiento a estudiar no se presenta un nivel freático, por lo que no se tendrá problemas por la ocurrencia de agua en el sector. Además podemos establecer que en la región tenemos tres grandes hoyas hidrográficas, estas son los tres ríos más importantes del sector que son: Elqui, el Limarí y el Choapa. Estos ríos tienen cuencas exorreicas, es decir, que desembocan en el mar, y tienen un tipo de régimen mixto, lo que implica que su caudal proviene de las lluvias en el invierno, y del derretimiento de los hielos acumulados en la cima de las montañas, durante los meses más cálidos. Además de los caudales superficiales, existen una serie de fuentes de agua subterránea; dentro de las cuales destacan la de Choros, Juan Soldado, Pan de Azúcar, Tongoy y Pupío. 14


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

Terremoto Máximo Probable, correspondiente a un sismo muy violento o con características de terremoto, pero con una probabilidad baja de ocurrir durante la vida operacional de los depósitos de residuos mineros. Sismo de Operación: • Magnitud Richter................................................................................................. : 5.0 a 6.25 • Epicentros probables : Ovalle • Profundidad focal .................................................................. : Aproximadamente 130 Km. • Duración máxima probable : 45 segundos • Aceleración horizontal máxima en superficie : 0.08 g • Probabilidad de excedencia en 50 años.........................................: Aproximadamente 15% Terremoto Máximo Probable: • Magnitud Richter................................................................................................... : 8.0 a 8.5 • Epicentros probables : Punitaqui • Profundidad focal ................................................................... : Aproximadamente 130 Km. • Duración máxima probable : 120 segundos • Aceleración horizontal máxima en superficie : 0.2 g • Probabilidad de excedencia en 100 años..................................... : Aproximadamente 10%. De acuerdo a lo anterior, los mapas de sismología son los siguientes:

Figura 6.1. Sismicidad histórica cuarta región

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6.2 Caracterización geológica y geotécnica

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

Las unidades litológicas con mayor presencia son: Unidad litológica Andesita Unidad litológica brecha ígnea de Dacitas Unidad litológica brecha hidrotermal de Anhidrita 0 0 2 -

0

0 0 2

0 0 4

0 0 6

E

E

E

E

E

2600

2400

2º 1º

2200

2000

Talus Andesita gruesa Dacita Brecha ignead e Dacita Diorita Brecha de Anhidrita 1º

2º

Limite MENA primaria/secundaria

Figura 4.3 Litología Áreas de estudio en perfil

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

6.2.3 Mineralización. La mineralogía primaria Pórfidos cupríferos consiste principalmente en pirita y calcopirita (aprox. 90% de los sulfuros), con menor bornita, enargita, tetrahederita y trazas de molidebnita y esfalerita. La mineralogía supérgena consiste principalmente en calcosina y covelina (enriquecimiento) y en minerales oxidados de cobre como malaquita, crisocola, atacamita, copper Wad y copper Pitch entre otros (zona oxidada). 16


6.3 Geología estructural

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

Estructuras Mayores del Dominio 4 Tabla 6.1 Sistemas Estructurales Dominio 4 Roseta de Rumbo Set N° Relevancia Dip (°) 1 Menor 82 2 Secundario 86 3 Menor 53 4 Secundario 82 5 Principal 79 6 Menor 51 7 Menor 25 8 Menor 80 9 Secundario 77 10 Menor 50

DipDir (°) 230 52 55 128 158 150 152 315 344 322

Estructuras Mayores del Dominio 6 Tabla 6.2 Sistemas Estructurales Dominio 6 Roseta de Rumbo Set N° Relevancia Dip (°) DipDir (°) 1

Principal

75

157

2

Secundario

46

162

3

Secundario

75

345

4

Menor

79

307

Información de Estructuras: Dado que no existen ensayos de laboratorio que permitan obtener los valores de cohesión (c) y ángulo de fricción ( φ ) de las estructuras, se ve la necesidad de recurrir a bibliografía para poder obtener un valor aproximado de estas propiedades mecánicas de las discontinuidades, estos valores son: C = 10 – 50 KPa φ = 20° – 30° 17


7 Geotecnia Unidades Geotécnicas Conforme con lo expuesto hasta ahora en el presente estudio, se muestran a continuación (Figura 7.1) un perfil del macizo rocoso, el cual permite distinguir las diferentes unidades geotécnicas definidas para el proyecto.

Figura 7.1 Vista Unidades Geotécnicas

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Tabla 7.3 Unidades Geotécnicas

UG BXIDP

BXIDS

BXHA

PD

ANDP

ANDS

Comentario RMRL90 (66) : La mayor parte de la clasificación, se encuentra dentro de la clase 2 B (61 – 70) lo que indica una roca de calidad buena. (56) : La mayor parte de la clasificación, se encuentra dentro de la clase 3 A (5160) lo que indica una roca de calidad regular. (59) : La mayor parte de la clasificación, se encuentra dentro de la clase 3A (5160), lo que indica una roca de calidad regular.

Comentario GSI (71) : La roca presenta una condición medianamente favorable de las discontinuidades y se muestra con una intensidad media respecto al grado de fracturamiento.

(58) : La mayor parte de la clasificación, se encuentra dentro de la clase 3A (5160), lo que indica una roca de calidad regular.

(62) : La roca presenta una condición medianamente favorable de las discontinuidades y se muestra con una intensidad media respecto al grado de fracturamiento.

(54) : La mayor parte de la clasificación, se encuentra dentro de la clase 3A (5160), lo que indica una roca de calidad regular.

(57) : La roca presenta una condición bajamente favorable de las discontinuidades y se muestra con una intensidad media respecto al grado de fracturamiento.

(44) : La mayor parte de la clasificación, se encuentra dentro de la clase 3B (4150), lo que indica una roca de calidad regular.

(47) : La roca presenta una condición medianamente favorable de las discontinuidades y se muestra con una intensidad media a alta respecto al grado de fracturamiento.

(61) : La roca presenta una condición medianamente favorable de las discontinuidades y se muestra con una intensidad media respecto al grado de fracturamiento. (63) : La roca presenta una condición medianamente favorable de las discontinuidades y se muestra con una intensidad media respecto al grado de fracturamiento.

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

Propiedades Geotecnicas de la Roca Intacta y Macizo Rocoso Tabla 8.1 Parámetros de Roca Intacta Parámetro

Andesita Primaria

Pórfido Dacítico

Andesita Secundaria

60 0.16 2.80 4.40 120 6000 (18) 118 13 23 38

30 0.18 2.62 3.00 110 4800 20.2 112 6 19 48

50 0.12 2.71 1.96 43 (16) 65 4 11 45

E (GPa) ν γ (Ton/m3)

n (%) UCS (MPa)) Vp (m/s) mi σci (MPa) σti (MPa) ci (MPa) φ (°)

Brecha Brecha Ignea Hidrotermal de Dacita de Anhidrita 41 0.10 2.72 2.32 102 7.7 94 12 19 36

24 0.23 2.75 3.00 160 18 130 6 20 48

9 Estado Tensional In-Situ El estado tensional se definió en base a estimaciones, y el resultado se presenta en la Tabla 9.1. Tabla 9.1 Estado Tensional PROFUNDIDAD (m)

400

(Mpa) 10.8

σV

(Mpa) 15.1

σ E-W

(Mpa) 10.26

σ N-S

K (E-W) 1.4

K (N-S) 0.95

K (Prom) 1.175

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10 Descripción del método de explotación El Hundimiento de Bloques o Paneles puede definirse conceptualmente como un método de explotación basado en la gravedad combinado con esfuerzos internos de la roca, para fracturar y producir el posterior quiebre del macizo rocoso en “trozos de roca”. El Hundimiento del macizo rocoso es inducido por un conjunto de operaciones mineras tendientes a cortar la base del sostenimiento de un bloque o panel de mineral (Undercutting). Luego las fuerzas de gravedad, en orden de millones de toneladas, actúan sobre el bloque o panel para producir el desplome completo de este en fragmentos de una granulometría que permita facilitar el manejo y transporte de los trozos de roca de acuerdo al diseño minero del correspondiente sector productivo. En el pasado durante décadas, la “materia prima” en minas por hundimiento fue extraída de sectores de enriquecimiento secundario, pero a medida que se fueron agotando estas reservas se “recurrió” al mineral emplazado en roca primaria, que se encuentra emplazado en niveles más profundos y posee propiedades físico–mecánicas distintas al macizo rocoso secundario (más rigidez, mayor dureza, fragmentación mas gruesa y menor ley que el mineral secundario). Estos cambios en las propiedades de la roca ha “forzado” a una evolución tecnológica del método de explotación desde un Block Caving con un flujo gravitacional continuo de mineral a un Panel Caving con traspaso mecanizado cuasi–continuo. El método de explotación “Panel Caving” se aplica en aquellos sectores en donde la columna mineralizada es principalmente primaria, constituyendo un quiebre tecnológico desde el punto de vista de la mecanización, desarrollándose dos variantes de mecanización: una con traspaso vía equipo “LHD” y la otra variante, introducida posteriormente, que usa Martillos Picadores” en el Punto de Extracción del Nivel de Producción. Desde el punto de vista de la secuencia de explotación, existen tres variantes del método “Hundimiento por Paneles”: Panel Caving Tradicional, Panel Caving con Hundimiento Previo y Panel Caving con Hundimiento Avanzado, los cuales difieren en la secuencia operacional y las distancias de los respectivos frentes (Socavación, Hundimiento, etc.).

Figura 10.1 Panel Caving con Hundimiento Convencional.

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1. 2. 3. 4.

Desarrollo de galerías en niveles de producción y hundimiento Apertura de zanjas Tronadura de hundimiento Proceso de extracción

Figura 10.2 Abutment Stress en Hundimiento Convencional

Zona Relajada: es una zona que está desconfinada por que se encuentra bajo un área que ya ha sido socavada. Dicha zona, no será afectada por el abutment stress, ya que el frente de hundimiento ya ha pasado por el lugar. Zona de Abutment Stress: en esta zona se produce un aumento progresivo del esfuerzo producto del avance del frente de hundimiento. Zona de Pre-Minería: es la zona que queda adelante del frente de hundimiento y que no ha sido socavada aún, se encuentra alejada de la zona de abutment stress. Es por esto que el estado tensional de esta zona queda definido por los esfuerzos in situ y en algunos casos por los esfuerzos inducidos por labores y desarrollos mineros de sectores adyacentes.

10.1 Principio del Hundimiento El método de explotación por Hundimiento de Paneles consiste principalmente en un conjunto de operaciones mineras destinadas a cortar la base de sostenimiento de un panel de mineral, asegurándose que no queden puntos de apoyo, de tal forma que la base inferior se comporte como una viga simplemente apoyada o empotrada en sus extremos, y dejando que la acción de las fuerzas externas, principalmente la gravitacional, produzcan una primera socavación y posteriormente el desplome completo del panel, de tal manera que los fragmentos de mineral generados debido al progreso del hundimiento en altura sean extraídos por los puntos de extracción, generando un flujo másico gravitacional. 22


Los métodos de hundimiento están gobernados por el principio de flujo gravitacional de partículas, donde las partículas de mineral escurren hacia niveles inferiores dentro de un elongado elipsoide de revolución. Diversos investigadores han estudiado los fenómenos del flujo gravitacional, sirviendo como base para comprender los fenómenos de fracturamiento y hundimiento, y también como herramienta de apoyo al diseño minero, específicamente para la determinación de Mallas de Extracción. Además, estos estudios ayudan a describir el fenómeno de la Dilución, el que resulta de gran importancia dado su impacto sobre la recuperación de reservas mineras extraídas mediante un método de hundimiento gravitacional.

10.2 Parámetros que inciden en el flojo gravitacional El comportamiento de la columna de material quebrado sobre un punto de extracción es función de los siguientes parámetros: a) Parámetros Geomecánicos :  Caracterización geomecánica, tipo de roca.  Granulometría.  Forma de las partículas.  Cohesión.  Presencia de planos de debilidad del material.  Coeficiente de fricción interna del material. b) Parámetros geométricos:  Geometría del Módulo de Extracción.  Dimensiones de la Abertura de Extracción.  Profundidad de penetración del equipo de carguío (LHD). c) Parámetros Operacionales:  Velocidad de extracción del mineral.  Secuencia de tiraje de los puntos adyacentes.

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

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10.3 Diseño de la malla de extracción La malla de extracción corresponde a la disposición geométrica de los puntos destinados a extraer el mineral. Queda determinada por:   

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

La configuración de los puntos de extracción debe perseguir la mayor regularidad geométrica, con el propósito de obtener una máxima recuperación de mineral y una mínima dilución con material estéril. Los pasos para diseñar una malla de extracción son: 1) Determinación del diámetro del elipsoide de extracción 2) Distribución geométrica de los elipsoides de extracción 3) Evaluación de las configuraciones geométricas 4) Análisis de las potenciales mallas de extracción 5) Evaluación de las distintas mallas de extracción 6) Selección del tipo de malla de extracción más conveniente 7) Operatización de la(s) malla(s) de extracción 8) Estudio de influencia de la tercera dimensión en la malla 9) Evaluación económica de la malla(s) de extracción seleccionada(s) La malla de extracción en una vista en planta queda definida por las galerías de producción, las galerías de extracción y el ángulo entre ellas. Esta malla debe ser adecuada para que los equipos a utilizar puedan operar eficientemente, por lo que se debe tomar en cuenta las características y dimensiones de los equipos a emplear para retirar el mineral de los puntos de extracción (LHD u otro).

Figura 10.4 Malla Tipo Teniente

24


11 Diseño y orientación de galerías Comprende a las labores ubicadas en el Nivel de Hundimiento y el Nivel de Producción. La orientación y disposición de éstas es importante por estar más expuestas a los efectos del proceso de hundimiento. Su diseño debe considerar:    

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

Las calles de producción son labores subhorizontales o de baja inclinación y constituyen labores de tráfico por donde circulan principalmente los equipos LHD. Son parte de la base del diseño del Nivel de Producción y en una malla tipo Teniente, éstas se intersectan con las Galerías Zanjas a un ángulo de 60º. Algunas consideraciones para su diseño son:  La sección de las galerías deben ser las mínimas posibles con el propósito de disminuir los costos de desarrollo  Su orientación debe ser lo más perpendicular posible al sentido de escurrimiento de las aguas, información que se obtiene a partir de la orientación de estructuras, especialmente las abiertas. De esta forma, la evacuación de las aguas interfiere lo menos posible sobre la labor  Debe ubicarse, en lo posible, alejadas de los sets estructurales, estructuras mayores o de contacto entre litologías. Se debe favorecer una orientación perpendicular entre la labor y la estructura.  Deben ser orientadas en el sentido donde exista la menor anisotropía de esfuerzos, siendo ésta la condición de mayor estabilidad. Las Galerías zanjas se disponen cruzadas a las calles de producción y se pueden apreciar tres zonas principales en ellas: Zona de Acceso, que permite la entrada del equipo LHD para la extracción del mineral en las zanjas; Zona de Punto de Extracción, donde se realiza la operación de carguío del mineral y Zona de Batea, que es la base de la futura batea o zanja que almacenará el mineral fragmentado. Algunas consideraciones en su diseño son:  Deben ser orientadas siguiendo la dirección del esfuerzo principal mayor  Variable geomecánicas que influyen en la fortificación y uso de obras civiles para la zona del punto de extracción: vida útil, tipo de roca, grado de abrasión del mineral, condición estructural, redistribución de esfuerzos en la zona, presencia de aguas ácidas, tronadura de la zanja y tronadura secundaria para descolgadura de puntos, grado de sobre excavación.  Disposición de desquinches al pilar de producción, conocidos como curvas de alta y curvas de baja, que se deben realizar en las esquinas de los pilares de producción para permitir el adecuado trabajo de los equipos LHD. En la zona de intersección calle-zanja, las curvas de un mismo nombre se deben localizar en las esquinas opuestas. 25


Las Galerías de hundimiento son labores subhorizontales necesarias para la entrada de los equipos LHD para la evacuación de material y de los equipos perforadores para realizar la socavación y hundimiento de los pilares de mineral. En un nivel de hundimiento, los distintos tipos de desarrollos como calles, conexiones o cruzados zanja son de corta vida útil pues todo el nivel quedará hundido en un corto periodo de tiempo. Para el diseño de estas labores se deben tener las siguientes consideraciones:  Utilizar fortificación provisoria que aseguren las condiciones de seguridad mínimas de trabajo.  Su orientación de ser lo más perpendicular al esfuerzo principal mayor para obtener una condición más favorable para la hundibilidad y fragmentación.  Su disposición debe ser concordante con la configuración de las galerías del nivel de producción, a fin de llevar una secuencia de hundimiento que permita cubrir los sectores productivos en mejor forma. La disposición en que las galerías de hundimiento y producción se encuentran en un mismo plano vertical, son las más usadas. La sección de la labor dependerá de las dimensiones de los equipos a utilizar, LHD y perforadoras, como también, y para todo tipo de labor, de la competencia de la roca y magnitud de los esfuerzos.

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11.1 Orientación de galerías Para la determinación de la orientación de las labores se deben considerar tres aspectos: 1. Relación de esfuerzos principales 2. Orientación de estructuras 3. Espectro de carga

Relación de esfuerzos principales El estado tensional queda definido como se indica a continuación: Un esfuerzo vertical con una magnitud de 10.8 Mpa. • Un esfuerzo horizontal en dirección EW con una magnitud de 15.1 Mpa, lo que • corresponde a una razón de esfuerzos de 1.4 Un esfuerzo horizontal en dirección NS con una magnitud de 10.26 Mpa, lo que • corresponde a una razón de esfuerzos de 0.95 Para el estudio se considera una rotación en 180° de los esfuerzos principales, considerando constante el esfuerzo vertical debido a que el trabajo se realiza en una misma cota del terreno. La siguiente tabla muestra la variación de los esfuerzos principales en función de la variación del Azimut, los valores obtenidos, a partir de lo anterior, mediante formulismos entregan a su vez P y Q, datos que representan los esfuerzos principales actuantes en la orientación dada, y finalmente la razón P/Q, la cual determina la mejor orientación de las galerías si su valor es mínimo. Tabla 11.1 Razon Esfuezo Principal Mayor / Esfuerzo Principal Menor Az Sx Sy Sz P Q P/Q 0 15,10 10,26 10,80 15,10 10,80 1,40 10 14,95 14,41 10,80 14,95 10,80 1,38 20 14,53 10,83 10,80 15,53 10,80 1,44 30 13,89 11,47 10,80 13,89 10,80 1,29 40 13,10 12,26 10,80 13,10 10,80 1,21 50 12,26 13,10 10,80 12,26 10,80 1,14 60 11,47 13,89 10,80 11,47 10,80 1,06 70 10,83 14,53 10,80 10,83 10,80 1,00 80 14,41 14,95 10,80 10,80 10,41 1,04 90 10,26 15,10 10,80 10,80 10,26 1,05 100 14,41 14,95 10,80 10,80 10,41 1,04 110 10,83 14,53 10,80 10,83 10,80 1,00 120 11,47 13,89 10,80 11,47 10,80 1,06 130 12,26 13,10 10,80 12,26 10,80 1,14 140 13,10 12,26 10,80 13,10 10,80 1,21 150 13,89 11,47 10,80 13,89 10,80 1,29 160 14,53 10,83 10,80 15,53 10,80 1,44 170 14,95 14,41 10,80 14,95 10,80 1,38 180 15,10 10,26 10,80 15,10 10,80 1,40 27


Roseta de Anisotropía 0 340

350 1,6

10

20

330

30

320

P/Q

40

1,2

310

50

300

60

0,8

290

70 0,4

280

80

270

0,0

90

260

100

250

110

240

120

230

130 220

140 210

150 200

190

170

160

180

Figura 11.1 Roseta de Anisotropía

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

Espectro de Carga Para el la determinación del espectro de carga se utilizo el software Unwedge 3.005 el cual nos permite modificar la orientación azimutal de la labor y obtener el peso de las cuñas mas desfavorables en cada situación. Los resultados de este estudio se presentan en la Tabla 11.2. Tabla 11.2 Espectro de Carga Azimut (°) Peso Cuña (Toneladas) 0 0,818 20 1,372 40 4,154 60 51,298 80 90,056 100 5,439 120 1,772 140 3,586 160 1,446 180 0,818 28


Espectro de Carga 100 90 80 ) s a 70 ñ u 60 C ( s a d a l e n o T

50 40 30 20 10 0 0

20

40

60

80

100

120

140

160

180

Orientacion de la labor (Azimut)

Figura 11.2 Espectro de Carga

Orientación de Estructuras La situación mas desfavorable para una labor es estar ubicada sub-paralela a una estructura, considerando esta condición y las dos mencionadas anteriormente obtenemos la orientación mas favorable para las calles de producción, las calles zanja estarán ubicadas 60° respecto de la calle de producción. La orientación de las labores es la siguiente: Calles de Producción: N70°W Calles Zanja: N10°W

Figura 11.3 Orientación de Labores y Sistemas Estructurales Mayores

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Figura 11.4 Layout, respecto al norte geográfico

Figura 11.5 Vista Tridimensional de Calles de Producción y Calles Zanja

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

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11.2 Esfuerzos inducidos por las Excavaciones Este análisis se realizó utilizando el software Phase 2 6.004. Para este, las dimensiones de las excavaciones son de 4x4, media punta, distancia entre calles de producción 34 metros y distancia entre calles zanja 17 metros.

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

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

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

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

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

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

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

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

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12 Análisis de Estabilidad de los Pilares Se procede a describir el análisis efectuado para definir el grado de aceptabilidad que tendrán los pilares del nivel de producción del yacimiento a estudiar, el cual se encuentra ubicado en la IV región de Chile. Para esto, se utilizaran tanto métodos analíticos como numéricos, además se efectuara una interpretación de los resultados obtenidos y su aplicación en la definición de una secuencia de hundimiento en la cual se minimice los riesgos de activamiento de estructuras geológicas y/o de ocurrencia de problemas de estabilidad de los pilares, considerando la geología estructural del sector de interés, la cual describe el comportamiento observado al aplicar el método de hundimiento convencional propuesto. Realizando un análisis previo se considera que la seguridad operacional queda definida por la estabilidad de los pilares del nivel de producción, ya que observando casos de minas con características similares, cualquier debilidad del crown pillar y/o inestabilidad con control estructural sería agravada por la ocurrencia de problemas en dichos pilares, lo que eventualmente podría llegar a causar el colapso de un sector, con la siguiente pérdida de puntos de extracción. Haciendo una analogía con que el pilar se asemeja a una probeta de laboratorio, el esfuerzo principal mayor σ 1 , actuante sobre los pilares del nivel de producción es vertical; y que su valor medio queda definido (antes del inicio del hundimiento), por el área abierta. El esfuerzo principal menor que actúa sobre el pilar como esfuerzo de confinamiento, depende de la geometría del pilar, y si se supone que éste es homogéneo, linealmente elástico y suficientemente largo, entonces el valor medio de σ 3 puede expresarse en función de la esbeltez del pilar (H/W) y del esfuerzo vertical actuante en el mismo (Hoek & Brown 1980). El estudio de la caracterización geológica, geotécnica y geomecánica previamente realizado entrega parámetros de roca intacta y macizo rocoso, los cuales serán utilizados para el siguiente análisis. El análisis, se realizara de acuerdo a la malla propuesta por el cliente, la cual corresponde a una malla tipo Teniente de 17 × 17, por lo que las medidas para los pilares de la zona de producción, son las siguientes:

Figura 12.1 Dimensiones del Pilar

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Figura 12.2 Vista Tridimensional de Pilar

Se procede a evaluar la estabilidad de los pilares por dos métodos a modo de obtener un criterio de comparación para los FS que aquí se estudian, mediante fórmulas empíricas y soluciones analíticas. Tabla 12.1 Criterio de Aceptabilidad para Pilares Mineros Condición del Pilar Factor de Seguridad Referencia Estable FS > 1,4 Lunder & Pakalnis (1997) Aceptable FS > 1,6 Hoek (1996) Estable FS > 1,6 Salamon (1964) Para analizar los pilares, se utilizo el método de Hoek & Brown (2002) y Stacey & Page (1986). Los pilares estarán ubicados en Andesita Primaria, Pórfido Dacitico y Brecha Ígnea de Dacita. La estabilidad de los pilares se evaluó en primera instancia solamente en Andesita primaria ya que es la unidad geotécnica menos competente de las tres antes mencionadas y la mayor cantidad de pilares se ubicaran en esta unidad.

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12.1 Metodología de Hoek & Brown Esta metodología propuesta por Hoek y Brown (2002), define el esfuerzo principal mayor resistido por el pilar, mediante:

 mb * σ 3  + S  σ 1 = σ 3 + σ cm *   σ cm 

a

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

σ p = σ v *

AreaTribut aria AreaPilar

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

σ resistido FS = σ solicitado Los datos de la geometría del pilar utilizados para esta metodología son se presentan en la Tabla 12.2. Tabla 12.2 Geometría del Pilar Altura 4 m Área del Pilar 371,4 m2 Área Tributaria 578 m2 Perímetro 94,04 m Ancho Efectivo 15,8 m Esbeltez 0,3 Para el análisis de la estabilidad del pilar se consideró una situación de Abutment Stress propia de un Panel Caving Convencional, esta situación implica un aumento del esfuerzo vertical In Situ hasta cuatro veces. En la Tabla 12.3 se muestra el Factor de Seguridad del pilar para los distintos valores del esfuerzo vertical in situ. Tabla 12.3 Factor de Seguridad del Pilar frente a la variación del Esfuerzo vertical σ 1 (solicitado) σ 3 (inducido) σ 1 (resistido) FS Esfuerzo Vertical In Situ 1,0* Esfuerzo Vertical In Situ 16,81 5,04 33,72 2,01 1,5* Esfuerzo Vertical In Situ 25,21 7,56 42,66 1,69 2,0* Esfuerzo Vertical In Situ 33,62 10,08 50,61 1,51 2,5* Esfuerzo Vertical In Situ 42,02 12,61 57,92 1,38 3,0* Esfuerzo Vertical In Situ 50,42 15,13 64,78 1,28 3,5* Esfuerzo Vertical In Situ 58,83 17,65 71,29 1,21 4,0* Esfuerzo Vertical In Situ 67,23 20,17 77,53 1,15

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Variación del Factor de Seguridad al aumentar el Esfuerzo Vertical Insitu 2,50 FS critico

d 2,00 a d i r u g 1,50 e S e d 1,00 r o t c a F 0,50

Criterio Aceptabilidad Lunder & Pakalnis (1997)

0,00 0,00

20,00

40,00

60,00

80,00

Esfuerzo Vertical Insitu (MPa)

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

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

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12.2 Metodología de Stacey & Page Esta metodología propuesta por Stacey & Page (1996) permite obtener la resistencia máxima del pilar.

Weff 0, 5 RP = DRMS * H 0, 7

Si

W ≤ 4,5 H

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

σ p = σ v *


El Factor de seguridad esta determinado por:

FS =

RP σ solicitado

Los datos de la geometría del pilar utilizados para esta metodología son se presentan en la Tabla 12.4. Tabla 12.4 Geometría del Pilar Altura 4 m Área del Pilar 371,4 m2 Área Tributaria 578 m2 Perímetro 94,04 m Ancho Efectivo 15,8 m W:H 3,1 Los parámetros asociados a esta metodología se muestran en la Tabla 12.5 Tabla 12.5 Parámetros Metodología Stacey & Page RMRL90 54 UCS 120 Mpa P(IRS) 12 RMS 50,4 DRMS 45,49 RP 68,51 Mpa

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De la misma forma que en la metodología de Hoek & Brown se consideró para el análisis de la estabilidad del pilar una situación de Abutment Stress. En la Tabla 12.6 se muestra el Factor de Seguridad del pilar para los distintos valores del esfuerzo vertical in situ. Tabla 12.6 Factor de Seguridad del Pilar frente a la Variación del Esfuerzo Vertical σ p Esfuerzo Vertical In Situ RP FS 1,0* Esfuerzo Vertical In Situ 16,81 68,51 4,08 1,5* Esfuerzo Vertical In Situ 25,21 68,51 2,72 2,0* Esfuerzo Vertical In Situ 33,62 68,51 2,04 2,5* Esfuerzo Vertical In Situ 42,02 68,51 1,63 3,0* Esfuerzo Vertical In Situ 50,42 68,51 1,36 3,5* Esfuerzo Vertical In Situ 58,83 68,51 1,16 4,0* Esfuerzo Vertical In Situ 67,23 68,51 1,02

Variación del Factor de Seguridad al aumentar el Esfuerzo Vertical Insitu 4,50 4,00

FS critico

d a 3,50 d i r 3,00 u g e 2,50 S e 2,00 d r o 1,50 t c a 1,00 F

Criterio Aceptabilidad Lunder & Pakalnis (1997)

0,50 0,00 0,00

20,00

40,00

60,00

80,00

Esfuerzo Vertical Insitu (MPa)


En la Tabla 12.1 Se muestran los criterios de aceptabilidad para pilares mineros, con estos podemos afirmar que el pilar estará en un criterio aceptable si el esfuerzo vertical aumenta hasta 2,5 veces su valor In Situ, si este aumenta más de eso los pilares estarán en una condición de inestabilidad, pero sobre el factor de seguridad critico (FS=1).

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Utilizando la metodología de Hoek & Brown se calculo el factor de seguridad para los pilares ubicados en las distintas unidades geotécnicas posibles, el resultado se muestra en la Tabla 12.7 . Tabla 12.7 Factor de Seguridad en Pilares de las distintas Unidades Geotécnicas frente a una variación del Esfuerzo Vertical In Situ Brecha Andesita Pórfido Unidad Geotécnica Ígnea de Dacita Primaria Dacitico Esfuerzo Vertical S1 (resis) FS S1 (resis) FS S1 (resis) FS 1,0* Esfuerzo Vertical In Situ 51,41 3,06 33,72 2,01 39,55 2,35 1,5* Esfuerzo Vertical In Situ 64,11 2,54 42,66 1,69 49,77 1,97 2,0* Esfuerzo Vertical In Situ 75,25 2,24 50,61 1,51 58,80 1,75 2,5* Esfuerzo Vertical In Situ 85,37 2,03 57,92 1,38 67,07 1,60 3,0* Esfuerzo Vertical In Situ 94,78 1,88 64,78 1,28 74,79 1,48 3,5* Esfuerzo Vertical In Situ 103,64 1,76 71,29 1,21 82,09 1,40 4,0* Esfuerzo Vertical In Situ 112,07 1,67 77,53 1,15 89,06 1,32

Factor de Seguridad en Pilares frente a la Variación del Esfuerzo Vertical In Situ 3,50

FS Brecha Ignea de D acita

3,00

FS Andesita Primaria

d a d 2,50 i r u g e 2,00 S e d 1,50 r o t c 1,00 a F

FS Porfido Dacitico FS Critico (FS=1) Criterio de Aceptabilidad (FS=1,4)

0,50 0,00 0,00

20,00

40,00

60,00

80,00

Esfuerzo Vertical (MPa)


40


13 Evaluación de la Hundibilidad. Una de las características principales de los métodos de hundimiento, es que buscan aprovechar la fuerza de la gravedad para causar el fracturamiento del macizo rocoso y con ello provocar el descenso de la roca. En vista de ello, una serie de consideraciones geomecánicas deben ser analizadas para que se logre este proceso de manera conforme. En lo que sigue, se estudiarán estas condiciones, y se aplicarán de modo general al modelo de macizo rocoso, de modo de establecer la factibilidad al hundimiento que presenta este. Las consideraciones establecidas se presentan a continuación: 1. Área inicial de socavación para lograr el inicio del hundimiento. Fundamentalmente se basa en el índice de calidad geotécnica propuesto por Laubscher RMRL, pero modificado para las condiciones de minería, es por eso que su denominación es MRMR. A partir de su valor, se ingresa a la gráfica, se intercepta con la curva que determina la zona que permite la Hundibilidad, y luego se registra el valor del Radio Hidráulico o Factor de Forma que define la zona a socavar. 2. Altura de la columna de roca sometida a hundimiento Es la altura necesaria para generar el desplome del panel, esta en función de las características de la roca, esta altura debe ser capaz de producir el quebrantamiento de la base del sector a explotar, suficiente para inducir un estado de esfuerzos que vayan quebrando el panel a medida que se efectúa el tiraje. La altura de socavación está en rangos que van de 4 a 20 metros. Dicha altura se define como la distancia vertical existente entre el piso del nivel de hundimiento y la base suspendida del bloque resultante en la tronadura. La altura de socavación así definida debe superar a la altura del cono formado por el ángulo de reposo del mineral. En roca primaria este factor es muy importante, esto debido a que a medida que el hundimiento progresa, los esfuerzos inducidos por sobre el volumen activo de roca que se desplaza hacia “abajo” tienden a estabilizarse, pudiendo llegar a producir el cese del desarme del macizo rocoso causando una colgadura y/o creando un crown pillar superficial. 3. Estado tensional in situ. Una manera práctica de definir esta condición es a través de la razón de esfuerzos. Si el valor de esta razón se hace mucho menor a 1 (predomina considerablemente la componente vertical), se generará en la zona media del techo un alto desconfinamiento o incluso esfuerzos de tracción, los que ayudarán al desarme del macizo rocoso por entre sus discontinuidades. Por otro lado, para valores cercanos a 1, si bien es cierto se produce un desconfinamiento, este no alcanza valores de esfuerzos tan bajos como en el caso anterior, por lo que el desarme del macizo rocoso se hace menos favorable. Finalmente, para valores de K mucho mayores a la unidad (predomina la componente horizontal). Los esfuerzos inducidos no son suficientes como para permitir que las discontinuidades deslicen y el hundimiento del macizo rocoso progrese. 4. Competencia del macizo rocoso. Esta se encuentra definida mediante los parámetros de resistencia y deformabilidad de la roca. Mientras mejor evaluación tengan estos valores, la factibilidad a la falla para los trozos de Roca Intacta se hace menor. Sobretodo si considera; en primer lugar, que el desarme se 41


produce más fácilmente por entre las discontinuidades y estas fallan en una etapa final por tracción; y en segundo lugar, la resistencia que tiene la matriz de roca. 5. Presencia de discontinuidades mayores Estas son un factor no menor ya que pueden limitar hundimiento. Aberturas previas muy amplias de fallas que no poseen relleno, facilitan el detenimiento del caving. Considerando todo lo anteriormente expuesto, se puede inferir sobre la hundibilidad que presenta el macizo rocoso caracterizado y dado los factores geométricos dados. Al respecto de la altura de la columna de roca, una revisión de los precedentes mineros en Chile permite inferir que realizar el nivel de Hundimiento a una profundidad tal que defina una columna de roca primaria de más de 600 m, resulta poco favorable considerando la posible formación de un crown pillar de superficie y los problemas que esto trae (producción, seguridad, etc.), Por último, las discontinuidades superan largamente la condición de deslizamiento propuesta para un análisis puramente friccionante, es decir, su manteo cercano a los 90° es bastante mayor que su ángulo de fricción. Por lo que aún resulta favorable esta condición.

Cálculo del MRMR (“Modified Rock Mass Rating”) Dada la fórmula:

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

CW : Es un factor de ajuste que considera el efecto de la intemperización CO : Es un factor de ajuste que considera el efecto de las discontinuidades CS : Es un factor de ajuste que considera el efecto de los esfuerzos inducidos por la explotación minera (mining induced stresses). CB : Es un factor de ajuste que considera el efecto de las tronaduras (Blasting). CH : Ajuste por presencia de agua. La presencia de agua en las estructuras del macizo rocoso pueden llegara afectar de manera importante la su resistencia. Los resultados obtenidos de cada ajuste fueron:

Tabla 13.1 Factores de Ajuste MRMR Ajuste Factor de Ajuste 1 C W 1 C O 0.95 C S 0.95 C B 1 C H 42


Tabla 13.2 Valores de Clasificación para las litologías Unidad Geotécnica RMRL(Promedio) Ajuste total Brecha Ígnea de Dacita 66 0,89

MRMR 59

Brecha Hidrotermal de Anhidrita Pórfido Dacítico Andesita Primaria

52 52 48

59 58 54

0,89 0.89 0.89

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

Brecha Ígnea Dacita Brecha Hidrotermal Anhidrita Pórfido Dacítico Andesita Primaria

Figura 13.1 Ábaco de Laubscher

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De acuerdo al ábaco de Laubscher, se obtiene el factor de forma para ambas litologías: Tabla 13.3 Radio Hidráulico para las litologías Litología Radio Hidráulico (m) Brecha Ígnea de Dacita 41 Brecha Hidrotermal de Anhidrita 36 Pórfido Dacítico 36 Andesita Primaria 33 Para el cálculo del área para iniciar el caving, se ha considerado el radio hidráulico correspondiente a las andesitas, ya que es precisamente dentro de este sector litológico, donde se encontraran emplazados los niveles de hundimiento. La secuencia de hundimiento propuesta será la indicada para un hundimiento controlado, el cual comprende el 40% del área inicial para iniciar el hundimiento, mientras no se detecten problemas de estabilidad, de lo contrario se utilizará un hundimiento normal (Análisis de pilares y secuencia de hundimiento, A. Karzulovic, R. Apablaza, Minerales, vol. 49 Nº 206). Para calcular el área de hundimiento mínima, se han considerado 3 aspectos fundamentales, dentro de los cuales se destaca lo siguiente: a) Se considero un área rectangular, lo cual es más realista, que haber considerado un área cuadrada. Diseños anteriores muestran que esta área presenta una mejor respuesta del caving. b) De acuerdo a diseños anteriores podemos decir que una buena área inicial comprende 5 galerías de producción, es decir para efectos de este diseño la base de nuestro rectángulo seria de 128 m. aproximadamente. c) Dada la malla 17 x 17 se estipulo el numero de galerías zanjas que en este caso corresponden a 8. Con el valor del MRMR y con los valores obtenidos por el ábaco de Laubscher (90) para el radio hidráulico, y suponiendo un área basal rectangular se tiene:

Rh = Área/Perímetro Quedando definidos, las dimensiones del sector a hundir, los cuales se presentan a continuación: Tabla 13.4: Dimensiones sector de hundimiento Dimensiones Magnitud (m) Ancho 128 Largo 136 Con el Ancho de 128 m, la profundidad del emplazamiento del nivel de de hundimiento, será de 600 m. aproximadamente y el área a hundir será de 17500m 2 44


14 Análisis de Subsidencia La implementación de métodos por hundimiento, generan un quiebre en el macizo rocoso a medida que se extrae el mineral desde un nivel de producción, el progreso en altura que adopta el hundimiento comienza con la formación de una cavidad subterránea que al hacerse suficientemente grande induce el quiebre del macizo rocoso que se encuentra entre esta y superficie para generar finalmente la formación de un cráter en la superficie. Esta es la manifestación en superficie de un método por hundimiento. Esta cavidad ocasionada por este tipo de métodos de explotación “Caving”, termina por conectarse a superficie, formando lo que se conoce como “Cráter de Subsidencia”. Una de las grandes preocupaciones es que al observar en terreno adyacente el perímetro del cráter se produce una zona de fracturamiento notorio. Este agrietamiento notorio corresponde a la máxima expresión de los desplazamientos y deformaciones que experimenta el terreno ubicado dentro de la “zona de influencia” del cráter que posibilita la ocurrencia de desplazamientos hacia el interior del cráter. Una definición más especializada de Cráter de Subsidencia: Corresponde al cráter mismo cuya base corresponde al piso del nivel de hundimiento y cuyo perímetro queda definido por las paredes del cráter. El ángulo de desplome α es el ángulo respecto a la horizontal de una línea imaginaria que une el piso del cráter con la superficie del terreno en la dirección de máxima pendiente de la pared del cráter.

Figura 14.1: Cráter de subsidencia y parámetros involucrados.

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Zona de Influencia: Corresponde a la zona adyacente al cráter donde el terreno se ve afectado en forma notoria por el efecto de la subsidencia, el limite de esta zona de influencia se observa por el ángulo de agrietamiento β con respecto a la horizontal que esta denotado por un ángulo respecto a la horizontal. Como referencia podemos decir que la manifestación de la subsidencia en superficie se nota una vez extraído un 30% del bloque o panel a extraer. Ancho de la Zona de Influencia : Es el ancho observado donde el macizo rocoso se ve afectado por la presencia del cráter de subsidencia. Puede variar con la altura respecto al piso del cráter y, también a lo largo de su perímetro. La forma más usual de determinar el ancho de la zona de influencia es observar la condición de aquellas labores que se ubican a mayor cota que el piso del cráter y suficientemente cerca de la pared del cráter como para ser afectadas por este. Columna de material quebrado: es la altura media de la columna de material quebrado que rellena parcialmente el cráter y sirve de apoyo a sus paredes Distancia de la Zona agrietada: es la distancia horizontal desde el borde del piso del cráter al centro de la zona agrietada que usualmente se produce en superficie, en la vecindad del perímetro del cráter. Para la determinación de los ángulos es necesario contar con RMRB79, altura de columna de roca a explotar (definiendo si es un ambiente de roca primaria o secundaria) y los ábacos propuestos en este estudio.

Cota (m.s.n.m) 2425 2445 2465 2485 2505 2525 2545 2565 2585 2600

Tabla 14.1: Parámetros obtenidos para la Subsidencia Ángulo Desplome Alto Proyección H Dist. Horizontal ( α ) (m) (m) 425 68 172 445 66 180 465 65 188 485 64 196 505 63 204 525 61 212 545 60 220 565 59 228 585 58 236 600 57 242

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Figura 14.2: Área de Subsidencia

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15 Parámetros de Diseño Dado que la altura de los bloques es de 600 m, y que este macizo presenta una buena hundibilidad de acuerdo a lo estudiado en el presente proyecto. Definiendo tamaños de bloque pequeños debido al alto grado de fracturamiento, se ha optado por un método de explotación por Hundimiento de Paneles, con galerías zanjas ubicadas a 60º de las galerías de producción en una malla de extracción de 17 x 17, dejando un crown pillar efectivo de 13 m obtenido de la grafica posterior que representa el ancho de galerías en nivel de producción v/s espesor del crown pillar para una sistema de explotación tipo panel caving. Las galerías de producción tienen una sección de 4 x 4 m con media punta, al igual que las galerías zanjas y el nivel de hundimiento. El área de socavación mínima necesaria para lograr el inicio del hundimiento, ha sido calculada por la metodología propuesta por Laubscher, ajustando los valores de su índice RMR L a las condiciones de intemperización, orientación de discontinuidades, daño por tronadura y un ajuste por esfuerzos, resultando un valor de MRMR de 59, 53 y 48 para las Brechas Ígneas de Dacita, Brecha Hidrotermal de Anhidrita, Pórfido Dacítico y Andesitas Primarias respectivamente, lo cual resulta en un área inicial de socavación cercana a los 25200 m2.

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

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15.1 Análisis de Inestabilidad en Galería de Producción Para este efecto se opto por considerar la presencia de 5 sistemas estructurales primordiales para analizar la estabilidad de las galerías de producción. Estos fueron detallados en la etapa de orientación de galerías. Un análisis previo nos permite identificar varias inestabilidades tipo cuña que serán evaluadas a continuación. El análisis de inestabilidades control estructural tipo cuña, fue evaluado mediante el Software Unwedge versión 3.005, el cual nos entrega de forma fidedigna y exacta la ubicación, tonelaje y factor de seguridad asociada a cada cuña. Es importante destacar que uno de los parámetros importantes en la determinación e la orientación de las galerías de producción fue el análisis de inestabilidad por cuñas. Para ello se fue rotando el rumbo de las galerías de producción en 360 de tal forma en que en un instante los factores de seguridad asociado a cuñas sean los mal altos, sin embargo se tuvo que sacrificar a veces un factor de seguridad mas bajo debido a que justo en esa orientación el tensor de esfuerzo no era favorable.

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

Tonelaje(ton) FS

Leyenda

Piso Techo Techo Caja izquierda Caja derecha

2.702 1.689 0.043 0.001 0.001

(3) (6) (8) (5) (4)

Estable 0.212 0 0.509 0.497

Al estudiar el resultado obtenido por el software, vemos claramente que existen solo dos cuñas de interes, y ambas se sitúan en el techo de la labor. Las demás son cuñas que jamás provocarían algún tipo inestabilidad, por lo que no las consideramos de riesgo para el proyecto. En la figura 15.2 se aprecia como estan distribuídas las orientaciones de las diferentes estructuras que afectan al área de interesa asi como tambien la direccion de las calle de produccion.

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

Figura 15.3: Cuñas presentes en galeria de producción.

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15.2 Análisis de Inestabilidad en Galería Zanja En este caso el análisis es muy similar, es decir se ha considerado los mismos 5 sistemas estructurales anteriormente expuesto con la única salvedad que ahora la dirección de la labor esta orientada a 60° de la galería de producción. El resultado a través del software Unwedge versión 3.005 se muestra en la siguiente tabla resumen: Tabla 15.2 Tonelaje y factor de seguridad de las cuñas. (Trend 350) Ubicación cuña

Tonelaje(ton) FS

Leyenda

Piso Techo Techo Techo

0.785 0.046 0 0.973

(3) (8) (7) (6)

Estable 0 0.626 0.233

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

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

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Figura 15.5: Cuñas presentes en galerias zanja..

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16 Fortificación Las principales funciones que debe cumplir un sistema de soporte son: Reforzar el macizo rocoso para fortalecerlo, permitiendo, que este se soporte por sí mismo. Retener la roca fracturada en la superficie de la excavación (zona plástica) por razones de seguridad. • Sostener o adherir fuertemente el o los elementos de retención del sistema de soporte al fondo de la roca estable, y prevenir el fracturamiento de roca por efecto de la gravedad. • •

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

Puntos de Extracción: Se contempla utilizar 3 a 5 marcos metálicos alineados en una configuración típica, en conjunto con hormigón armado

Figura 16.1 Sistema Marco Metálico

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

Figura 16.2 Sistema Perno - Malla

Nivel de Producción Se contempla un sistema Perno – Malla – Shotcrete. Con pernos tipo rosca lechados con planchuela plana y tuerca, φ = 22 mm, largo de 2.3 m separados cada 1 metros y 2 metros entre paradas. La malla es tipo Bizcocho 10006 y una capa de shotcrete de un espesor de 10 cm. En algunas labores permanentes que corresponden a zonas críticas dentro del diseño minero (intersecciones, accesos, zona de visera, y otros) se consideran elementos de soporte adicionales para fortalecer el sistema de fortificación base, ya sea aumentando la capacidad de carga y/o suministrándole mayor ductilidad.

Figura 16.2 Sistema Perno – Malla – Shotcrete

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Fig 16.3 Calles de Producion

Fig 16.4 Galerias Zanjas

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17 Conclusiones I. Se define una planta que permite caracterizar totalmente la litología del sector de interés. A partir de esta sección se construye el volumen de roca, en base a sus 4 litologías: AND, BXHA, BXID y PD. II. Se distinguen, en el volumen señalado en punto 2, los distintos procesos de alteración que afectan al macizo rocoso. Esto constituye un cambio fundamental en el comportamiento mecánico de la Unidades Litológicas, por lo que se separan de acuerdo al proceso de Alteración. III. Con la información proporcionada por el cliente, se reconocieron dos dominios estructurales que afectan el área de interés. Para cada dominio estructural se especifico la orientación de los sistemas estructurales mayores. Para el Dominio Estructural 4 la mayor concentración de estructuras están en la dirección N 60-70 E y con un manteo al SE. En este dominio se identificaron 10 familias de estructuras. La mayor concentración de estructuras para el Dominio Estructural 6, se presentan entre los rumbos N 65-75 E y manteo al SE. En este dominio se identificaron 4 sistemas estructurales. IV. Los valores de cohesión y ángulo de fricción de las estructuras, fueron obtenidos mediante literatura, por esto solo podrán utilizarse como una aproximación de los valores. V. En base a los puntos 2, 3 y 4 se definen las 6 Unidades Geotécnicas mostradas en sección 7 del presente estudio y agrupadas bajo los nombres de ANDP, ANDS, PD, BXHA, BXIDP Y BXIDS. VI. En términos de los sistemas de clasificación utilizados, en este caso Laubscher 90, cabe destacar que todo el yacimiento esta situado en roca de regular a buena. Específicamente con índices RMR que van desde un roca 3B en el caso de la ANDS a 2B en el caso de la BXIDP. VII. El GSI estimado se calculo a raíz de una ecuación empírica realizada por A. Karzulovic en los paneles I y II de la mina Río Blanco. VIII. Se estudian, re-evalúan y validan los índices de calidad geotécnica presentados para cada UL. Por otro lado, se infieren dos índices, dadas las condiciones de alteración presentes. Así se definen índices para cada una de las UG existentes. IX. Determinar el estado tensional in-situ mediante relaciones empíricas es una opción poco recomendada para establecer los esfuerzos actuantes en el sector a estudiar, sin embargo ante la ausencia de información al respecto se puede considerar como aceptable estimar de esta manera el estado tensional, debido a que nos encontramos en una etapa de ingeniería preliminar, en la cual esta estimación es suficiente para caracterizar, en cuanto a esfuerzos in-situ, al macizo rocoso.

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X. Para la determinación de la orientación de las galerías se consideró la razón de esfuerzos principales actuantes, en una rotación de 180° para el estado tensional. Además se estudio la orientación de las labores respecto al rumbo de los sistemas estructurales presentes y el espectro de carga. Con estas tres consideraciones se determino la orientación óptima de las labores: Calles de Producción: N70°W Calles Zanja: N10°W XI. Al realizar el análisis de estabilidad de pilares utilizando los criterios de Stacey & Page y Hoek & Brown, se obtuvieron valores para el factor de seguridad que se encuentran dentro de los criterios de aceptabilidad. Para la unidad geotécnica Andesita Primaria

Tabla 17.1 Factor de Seguridad para Pilares analizados Metodología FS Stacey & Page 4,08 Hoek & Brown 2,01 XII. Dado el método por hundimiento propuesto, el Abutmet Stress se analizó como un aumento del esfuerzo vertical en 4 veces, con esto se obtuvieron valores del factor de seguridad bajo los criterios de aceptabilidad, pero sobre el factor de seguridad critico (FS=1)

Tabla 17.2 Factor de Seguridad en Pilares de las distintas Unidades Geotécnicas frente a una variación del Esfuerzo Vertical In Situ Brecha Andesita Pórfido Unidad Geotécnica Ígnea de Dacita Primaria Dacitico Esfuerzo Vertical FS FS FS 1,0* Esfuerzo Vertical In Situ 3,06 2,01 2,35 1,5* Esfuerzo Vertical In Situ 2,54 1,69 1,97 2,0* Esfuerzo Vertical In Situ 2,24 1,51 1,75 2,5* Esfuerzo Vertical In Situ 2,03 1,38 1,60 3,0* Esfuerzo Vertical In Situ 1,88 1,28 1,48 3,5* Esfuerzo Vertical In Situ 1,76 1,21 1,40 4,0* Esfuerzo Vertical In Situ 1,67 1,15 1,32 XIII. En el análisis para la hundibilidad, considerando una base rectangular el área mínima a socavar es de 17.500m2, dentro de las cuales se consideran 5 calles de producción y 8 calles zanja, con distancia entre calles de 34m y 17m entre puntos de extracción.

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

Cota (m.s.n.m) 2425 2445 2465 2485 2505 2525 2545 2565 2585 2600

Tabla 10.13 Parámetros obtenidos para la Subsidencia Ángulo Desplome Alto Proyección H ( α ) (m) 425 68 445 66 465 65 485 64 505 63 525 61 545 60 565 59 585 58 600 57

Dist. Horizontal (m) 172 180 188 196 204 212 220 228 236 242

XV. Considerando la información obtenida del análisis del proyecto asignado y comparándolo con los datos de yacimientos de similares características, en donde se emplea alguna de las variantes del método de hundimiento, la ejecución del presente proyecto, es técnicamente viable, debido a: - La altura de columna de roca de 400 metros (incluyendo nivel de hundimiento), cuyo es valor es elevado en comparación a los típicos (300 m). - El valor del área de hundibilidad calculada en este proyecto, es de 17.500m2, si se comparar con los de otras minas, que están en el orden de los 10.000 a 14.000 m 2, se puede considerar un valor aceptable. - El ángulo de desplome es de 58°, siendo que los valores típicos están dentro del rango 60°- 75°. El ángulo de desplome calculado se obtuvo en base a una estimación del RMR Bieniawski 76 a partir del de RMR de Laubscher 90. - El RMR Laubscher 90 dado para las litologías comprometidas en el diseño, indica que la competencia de la roca es regular. Esto es un indicador a la hora de analizar la subsidencia, porque el sector que va a ser afectado por ella va a ser menor si lo comparamos con las zonas donde el RMR Laubscher es alto (sobre 60).

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


Tonelaje(ton) FS

Leyenda

Piso Techo Techo Caja izquierda Caja derecha

2.702 1.689 0.043 0.001 0.001

(3) (6) (8) (5) (4)

Estable 0.212 0 0.509 0.497

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


Tonelaje(ton) FS

Leyenda

Piso Techo Techo Techo

0.785 0.046 0 0.973

(3) (8) (7) (6)

Estable 0 0.626 0.233

Al igual que en las galerias de produccion existen solo dos cuñas de interes, y ambas se sitúan en el techo de la labor. Las demás son cuñas que también jamás provocarían algún tipo inestabilidad, por lo que no las consideramos de riesgo para el proyecto. Ver Fig 15.5 XVII. Los sistemas de fortificación determinados son:

Puntos de Extracción: Se contempla utilizar 3 a 5 marcos metálicos alineados en una configuración típica, en conjunto con hormigón armado Nivel de Hundimiento: Contempla un sistema Perno – Malla. Pernos tipo rosca lechados con planchuela plana y tuerca, φ = 22 mm y el largo de 2.3 m. La malla es tipo Bizcocho 100 06. Nivel de Producción: Se contempla un sistema Perno – Malla – Shotcrete. Con pernos tipo rosca lechados con planchuela y tuerca, φ = 22 mm y largo de 2.3 m. La malla es tipo Bizcocho 100 06 y una capa de shotcrete de un espesor de 10 cm. 59


18 Recomendaciones I. Eespecificar la ubicación del yacimiento, en lo posible en coordenadas UTM, para una mejor identificación de la topografía del terreno en donde se encuentra emplazado. II. Con respecto al análisis de falla por estructuras, se recomienda realizar un programa de contra análisis u obtención de estos parámetros de manera de dar mayor confiabilidad a la información proporcionada. Se recomienda además hacer 10 ensayos mínimos de corte directo, para poder obtener los valores de cohesión y ángulo de fricción de las estructura Respecto de las propiedades geomecánicas se recomienda lo siguiente: Realizar un completa verificación de las propiedades entregadas por el cliente para cada unidad litológica, en particular en los parámetros que nos permiten escalar las propiedades de roca intacta a macizo rocoso como son el mi, y σ ci . • Realizar ensayos triaxiales, según lo indicado en el 1º Taller Geotécnico Interdivisional “Estándares para la Caracterización Geotécnica de Rocas, Estructuras y Macizos Rocosos”, La Serena, 02 al 04 de Julio de 1997 CODELCO-CHILE. • Detallar la procedencia de los testigos de donde se obtienen las muestras a ensayar. •

III. Con respecto a los sistema de clasificación ocupados, se cree que es indispensable tener valores reales de las distintas unidades litológicas, ya que el hecho de basarse en supuesto puede traer consigo un porcentaje de error no menor cercano a un 10%, aunque la estimación se haya hecho en términos de un tipo de roca similar. Caso del PD con la BXID. IV. Contar con un GSI observado en terreno y no a base de estimaciones por ecuaciones empíricas. Quedo demostrado al analizar datos reales de algunas litologías en que estos valores se alejan bastante de los valores reales. V. Para determinar de manera más confiable el estado tensional, se recomienda realizar 3 mediciones in-situ, mediante el método “Celda Hollow Inclusión, Hi Cell” a 400 metros de la superficie, donde se encuentra situado el nivel de hundimiento, de esta manera poder obtener el tensor de esfuerzos principales del sector, especificando las coordenadas de cada medición, las que podrían incidir en cambios ocurridos en las diversas litologías. VI. Al escalar las propiedades de roca intacta se tomo como valor del daño por tronadura un factor D = 0.8, sin embargo se aconseja al cliente bajar en lo posible este daño a un factor D = 0.5. Para ello se aconseja utilizar líneas de precorte o tronadura controlada de manera de no causar un daño significativo al macizo rocoso así como también otorgar una mejor estabilidad a las galerías y pilares, ante la situación de abutment stress. VII. Se recomienda indicar como varía el estado tensional del nivel de producción una vez que ha pasado el frente de hundimiento para saber cual es la resistencia real que deben tener los pilares. 60


VIII. Los gráficos de diseño utilizados pueden no ser representativos del área de investigación, por lo que es recomendable limitarlos a condiciones similares de faenas ya explotadas bajo la misma clasificación geotécnica. IX. En términos del análisis de subsidencia, es de vital importancia contar con todas las curvas de nivel del sector a explotar, dado que así podemos definir con exactitud el avance del cráter. Se recomiendo el uso de imágenes satelitales así como también softwares tales como I-Site, que permiten controlar dicho avance. X. En términos de fortificación en cuñas se precisa el uso de elementos fortificadores siempre y cuando se encuentre con factores de seguridad lejos de los criterios de aceptabilidad elegidos (2.5 para cuñas), ya que como se estudio, hay cuñas que nos entregan un factor de seguridad cercano a 0.3, para estos casos y dado que estas cuñas se encuentran en el nivel de producción, no presentaran ningun problema dado que los elementos de forticacion en dichas labores son suficientes para resistir tal problema. XI. Si se presentase descascaramiento, perdida de sección, en los pilares del nivel de producción, debido a la presencia de estructuras subverticales, se recomienda fortificación con Cables de Acero Destrenzado (Bridcage) de 7 alambres, φ = 15.2 mm y largo 6 m, debido a las propiedades de flexibilidad y a la capacidad de absorber energía que poseen. Además se debe utilizar malla bizcocho 100 06 y shotcrete, con un espesor de entre 3 a 4 pulgadas asegurando una relación de agua/cemento de 0.3 - 0.35. XII. Se recomiendo no hacer puntos de vaciado en los pilares ya que esto implica una perdida de sección del pilar y con ello una disminución en su resistencia. En el caso de que hubiese que colocarlos en los pilares, se recomienda ubicar solo un punto de vaciado por pilar.

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19 Referencias 

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Hoek, E., Rock properties for f or underground mines.

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



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



Jaime Díaz Ávila, Apuntes cátedras de Geomecánica Aplicada, 2007



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

62


ANEXOS

63


Propiedades Roca Intacta y Macizo Rocoso UG : ANDP Parámetro

Simbología

Valor

Unidad

Resistencia a la compresión no confinada para roca intacta Constante para la roca de Hoek Modulo de deformabilidad para roca intacta (Young) Índice Geológico de Resistencia Factor de Perturbación por Tronadura Ángulo de fricción del macizo rocoso Resistencia cohesiva del macizo rocoso Resistencia a la compresión no confinada para macizo rocoso Resistencia a la tracción para macizo rocoso Módulo de deformabilidad (Young) Razón de Poisson Peso unitario Porosidad Velocidad de propagacion de ondas P

σci

118

MPa

mi

18

E

60

GSI

54 – 64 (57)

D

0.8

φm

29.01

°

cm

5.469

MPa

σcm

4.438

MPa

σtm

-0.126

MPa

Em

8531.4

MPa

ν γ n

0.16 0.028 4.4 6000

MN/m3 % m/s

Vp

GPa

UG : ANDS Parámetro

Simbología

Valor

Unidad

Resistencia a la compresión no confinada para roca intacta Constante para la roca de Hoek Modulo de deformabildad para roca intacta (Young) Índice Geológico de Resistencia Factor de Perturbación por Tronadura Ángulo de fricción del macizo rocoso Resistencia cohesiva del macizo rocoso Resistencia a la compresión no confinada para macizo rocoso Resistencia a la tracción para macizo rocoso Módulo de deformabilidad (Young) Razón de Poisson Peso unitario Porosidad

σci

65

MPa

mi

(16)

E

50

GSI

44 - 54 (47)

D

0.8

φm

23.34

°

cm

2.29

MPa

σcm

1.108

MPa

σtm

-0.031

MPa

Em

3802.21

MPa

ν γ n

0.12 0.0271 1.96

MN/m3 %

Gpa

64


UG : PD Parámetro

Simbología

Valor

Unidad

Resistencia a la compresión no confinada para roca intacta Constante para la roca de Hoek Modulo de deformabilidad para roca intacta (Young) Índice Geológico de Resistencia Factor de Perturbación por Tronadura Ángulo de fricción del macizo rocoso Resistencia cohesiva del macizo rocoso Resistencia a la compresión no confinada para macizo rocoso Resistencia a la tracción para macizo rocoso Módulo de deformabilidad para macizo rocoso Young) Razón de Poisson Peso unitario Porosidad Velocidad de propagacion de ondas P

σci

112

MPa

mi

20.2

E

30

GSI

54 – 64 (62)

D

0.8

φm

32.45

°

cm

6.018

MPa

σcm

8.782

MPa

σtm

-0.168

MPa

Em

5769.35

MPa

ν γ n

0.18 0.0262 3 4800

MN/m3 % m/s

Vp

GPa

UG :BXHA Parámetro

Simbología

Valor

Unidad

Resistencia a la compresión no confinada para roca intacta Constante para la roca de Hoek Modulo de deformabilidad para roca intacta (Young) Índice Geológico de Resistencia Factor de Perturbación por Tronadura Ángulo de fricción del macizo rocoso Resistencia cohesiva del macizo rocoso Resistencia a la compresión no confinada para macizo rocoso Resistencia a la tracción para macizo rocoso Módulo de deformabilidad para macizo rocoso Young) Razón de Poisson Peso unitario Porosidad

σci

94

MPa

mi

7.7

E

41

GSI

60 - 64 (63)

D

0.8

φm

32.95

°

cm

5.164

MPa

σcm

5.626

MPa

σtm

-0.155

MPa

Em

8351.28

MPa

ν γ n

0.1 0.0272 2.32

MN/m3 %

GPa

65


UG :BXIDP Parámetro

Simbología

Valor

Unidad

Resistencia a la compresión no confinada para roca intacta Constante para la roca de Hoek Modulo de deformabilidad para roca intacta (Young) Índice Geológico de Resistencia Factor de Perturbación por Tronadura Ángulo de fricción del macizo rocoso Resistencia cohesiva del macizo rocoso Resistencia a la compresión no confinada para macizo rocoso Resistencia a la tracción para macizo rocoso Módulo de deformabilidad para macizo rocoso Young) Razón de Poisson Peso unitario Porosidad

σci

130

MPa

mi

18

E

24

GSI

65 – 75 (71)

D

0.8

φm

35.96

°

cm

8.303

MPa

σcm

14.369

MPa

σtm

-0.501

MPa

Em

7352.95

MPa

ν γ n

0.23 0.0275 3

MN/m3 %

GPa

66


Orientación de Excavaciones Para el cálculo de los esfuerzos principales en las distintas orientaciones se utilizo el siguiente formulismo:

σ 123 = L * σ xyz * LT Donde:  lx mx nx    L =  ly my ny  ; lx = cos(δ ) * cos( β ) ; mx = cos(δ ) * sin( β ) ; nx = sin(δ )  lz mz nz    δ = Inclinación positiva sobre la horizontal β = Angulo medido desde el este en sentido anti-horario

Luego:

P= Q=

σ x + σ y

2 σ x + σ y

2

+

1 * (σ x − σ y )2 + 4τ xy 2

−

1 * (σ x − σ y )2 + 4τ xy 2

67


Metodología de Hoek & Brown Datos de Entrada:

Las dimensiones del pilar se obtuvieron de acuerdo a la malla de extracción propuesta, 17x17 y labores media punta 4x4. Tabla ¿??? Geometría del Pilar Altura 4 m Área del Pilar 371,4 m2 Área Tributaria 578 m2 Perímetro 94,04 m Ancho Efectivo 15,8 m Esbeltez 0,3 El Ancho Efectivo y esbeltez se determinaron con las siguientes formula:

 Area    Perimetro 

Weff = 4 * 

Esbeltez =

Altura Weff

68


En la figura anterior se muestra como se obtiene la relación entre Esfuerzo principal menor y Esfuerzo principal mayor con la esbeltez del pilar. El esfuerzo solicitado en e pilar se obtuvo con la relación:

σ p = σ z *


Luego se obtiene el valor de σ 3 ocupando la relación antes obtenida con la esbeltez del pilar, dando un valor de σ 3 = 5,04 MPa El esfuerzo resistido se calcula con la ecuación de Hoek & Brown generalizado:

 mb * σ 3  + S  σ 1 = σ 3 + σ cm *   σ cm 

a

Donde:

mb = mi * e

 GSI −100     28 −14 D 

s=e

 GSI −100     9 − 3 D 

− GSI −20  1 1  15 3  −e  a = + *e  2 6  

Datos Envolvente H&B mi 18 Sci 118 D 0,8 GSI 57 mb 1,3921 s 0,00076 a 0,50352 5,04 σ 3 33,72 σ 1 El Factor de Seguridad esta determinado por:

FS =

σ resistido σ solicitado

69


Metodología de Stacey & Page La resistencia máxima del pilar se obtiene con:

Weff 0, 5 RP = DRMS * H 0, 7

Luego el Ancho efectivo se determina mediante:

Si

W ≤ 4,5 H

 Area   Perimetro  

Weff = 4 * 

Tabla ¿??? Geometría del Pilar Altura 4 m Área del Pilar 371,4 m2 Área Tributaria 578 m2 Perímetro 94,04 m Ancho Efectivo 15,8 m W:H 3,1 A continuación se calculan los parámetros:

( RMR − P( IRS )) * 0,8 80 DRMS = AjustesMRM R * RMS RMS = UCS −

Luego Obtenemos los resistencia máxima del pilar (RP): Tabla A2 Parámetros Metodología Stacey & Page RMRL90 54 UCS 120 Mpa P(IRS) 12 RMS 50,4 DRMS 45,49 RP 68,51 Mpa El esfuerzo principal sobre el pilar se calcula mediante la ecuación para pilares irregulares:

σ p = σ v *


El factor de seguridad en esta metodología está determinado por:

FS =

RP σ solicitado 70


Cálculo del MRMR (“Modified Rock Mass Rating”) Dada la fórmula:

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

CW : Es un factor de ajuste que considera el efecto de la intemperización Tabla A3 Factores de Ajuste por Intemperización Tiempo de Intemperización (años) Grado de Intemperización 0,5 1 2 3 >4 No Hay Intemperización 1,00 1,00 1,00 1,00 1,00 Intemperización Leve 0,88 0,90 0,92 0,94 0,96 Intemperización Moderada 0,82 0,84 0,86 0,88 0,90 Intemperización Intensa 0,70 0,72 0,74 0,76 0,78 Intemperización Total 0,54 0,56 0,58 0,60 0,62 Transformación en Suelo Residual 0,30 0,32 0,34 0,36 0,38 CO : Es un factor de ajuste que considera el efecto de las discontinuidades Tabla A4 Factores de Ajuste por Orientación de Estructuras Número de Número de caras Rating asociado a JC estructuras que del bloque inclinadas 0 a 15 16 a 30 31 a 40 definen el bloque con respecto a la vertical 3 3 0,70 0,80 0,95 2 0,80 0,90 0,95 4 0,70 0,80 0,90 4 3 0,75 0,80 0,95 2 0,85 0,90 0,95 5 0,70 0,75 0,80 4 0,75 0,80 0,85 5 3 0,80 0,85 0,90 2 0,85 0,90 0,95 1 0,90 0,95 CS : Es un factor de ajuste que considera el efecto de los esfuerzos inducidos por la explotación minera (mining induced stresses). Esfuerzo de magnitud importante en la dirección normal al plano de las estructuras incrementaran la resistencia del macizo rocoso y disminuirán su hundibilidad (para este caso el ajuste seria de 1.2). La clasificación va desde 0.6 a 1.2. 71

Informe Final Diseño Subte (Wulasky)

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