127 NUMERO DE ESTABILIDAD (N) Q
RQD J r J w J n J a SRF
Q modificado Q
N Q A B C
RQ QD J r Jn Ja
N num ero _ estabilidad
RQD= rock quality designation
Q m od ified _ tunel _ quality _ index
Jn=numero de sets
A stress _ factor
Jr= rugosidad de fracturas
B jo int_ orientation _ factor
Ja= alteración
C gravity _ factor
253
V. Sublevel stopping
EJEMPLO DE DETERMINACION N´, S Y CALCULO DE LA LONGITUD DE TAJEOS
254
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128 ESFUERZOS INDUCIDOS
Insitu stresses
Caserón a 1000 m. de profundidad en un cuerpo que tiene un ancho de 25 m., largo 30 metros, altura 75m. mantea 80°
Induced stresses Crown S1 =70 MPa
r
S I = 38 Mpa
Midstope vertical Plana
Hengingwall
S N = 38 Mpa 2
S 1 =-27 MPa
Midstope horizontal plana
Plano 1
Sidewall
S 1 = 37 Mpa
S1 = 28 MPa
Plano 2
25 m Fig.2 In-situ (virgin) and induced stress diagrams showing mid-stope planes used to calculated rock stress factors for each surface. After Stewart and Forsysth
255
V. Sublevel stopping
ESFUERZOS INDUCIDOS PARED COLGANTE Se estiman los esfuerzos inducidos:
Compression , /
v
or , / o
H
1
2.0
K= 0.5
1.0
a lo largo del plano vertical perpendicular p p al rumbo ((H=75 m,, W=25, k=1.4) • Si valores <0 si=0, A=1
K= 1.0
Tension
0
K= 1.5 K= 2.0 -1.0 1:1
2:1
3:1
Ratio of Opening Dimensions
Fig. 4 Curves for estimation of induced stress in hanging-walls. After Stewart and Forsyth°
En el plano horizontal (H=30m; W=25m; k=1) K=1; altura/span=1,2 S1/sh1=0,75 s1=27,8 MPa Sc/s1=120/27,8=4,3 A=0,35 Se elige el menor valor de A para ambas paredes del caseron
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129 ESFUERZOS INDUCIDOS PARED COLGANTE
Insitu stresses
Induced stresses Crown S1 =70 MPa
r
S I = 38 Mpa
S
N2
Midstope vertical Plana
A lo Largo del manteo
Hengingwall
= 38 Mpa
S 1 =-27 MPa
Midstope horizontal plana Sidewall
S 1 = 37 Mpa
S1 = 28 MPa
A lo largo del rumbo
25 m Fig.2 In-situ (virgin) and induced stress diagrams showing mid-stope planes used to calculated rock stress factors for each surface. After Stewart and Forsysth
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V. Sublevel stopping
ORIGINAL MATHEWS 1000
Po
1.0
0.1
258
Inestable:
Zo ne
lly ia nt e t
Estable: sin soporte o localizado.
ne Zo
ng
10
le ab st n U
• Falla localizada
Po te nt ia l
Stability Number, N
100
ne zo
Ca vi
le ab St
0
5
10 20 15 Shape Factor, S (in metres)
• La excavación fallará.
25
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130 EJEMPLO Una técnica ampliamente usada en el proceso de diseño de caserones o cámaras para definir las dimensiones de unidades de explotación en cuerpos tabulares, tabulares es el Método Gráfico de Estabilidad introducido por Mathews (1980) y más tarde modificado por Potvin (1989). La versión más reciente del método, actualizado por C. Mawdesley y R. Trueman (2000), está basada en el análisis de más de 400 casos p de minas subterráneas Canadienses y históricos recopilados Australianas, y permite estimar la probabilidad de falla para un determinado diseño de caserón
259
V. Sublevel stopping
CALCULO DE LA ESTABILIDAD El método consiste en la determinación del “stability number (N)”, el cual se obtiene de la ecuación: N = Q’ x A x B x C
Q’: Rock Tunnelling Quality Index de Barton (1974) – es decir Q, con SRF=1 A: Factor de condición de esfuerzos B: Factor de orientación de estructuras C: Factor de componente gravitacional N: calidad de macizo y condición geotécnica del área a explotar
260
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131 GRAFICO DEL METODO DE ESTABILIDAD DE MATTHEWS
261
V. Sublevel stopping
CALCULO DE LA ESTABILIDAD Para la aplicación del método al proyecto, la estimación del parámetro Q Q’ (Q con SRF igual a 1) se basó en las propiedades del macizo rocoso obtenidas de la información geotécnica existente, obteniendo mediante técnicas empíricas que relacionan valores de Q de Barton a partir de los valores de RMRB, y validados con estimaciones realizadas en terreno de Q.
262
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132 CALCULO DE LA ESTABILIDAD La estimación de los factores de ajuste A, B y C se realizó en base a la experiencia de EMT de acuerdo a las gráficas de la Figura y considerando una condición de esfuerzos gravitacionales. Factor A
Factor B Factor B Joint orientation adjustiment
Rock stress factor 1.0
ORIENTATION OF ROOF
FACTOR A
0.8
FACTOR B
ORIENTATION OF WALL
0.6 0.4 0.4
1.0
Zone of potential instability (C0 /σ 1 <2)
0 0
10
15
20
(σ /σ 1) σ0 σ1
Unidad compressive otrength of intact rock Induced compressive stress
60°
0.8
60°
0.4
45°
Factor C Design surface orientation factor 45°
10
Factor C=8-7 cosine (angle af dip) 8
6
20°
0.3
20°
4
2
0.5
0 0
20
40
60
80
90
Angle of dip from horizontal (degrees)
263
V. Sublevel stopping
CALCULO DE LA ESTABILIDAD
Dado que el modelo geotécnico indica que las paredes y techos de los caserones corresponderán principalmente a rocas volcánicas y zona de veta respectivamente, se consideraron las propiedades de estas unidades geotécnicas para la estimación del parámetro N.
264
V. Sublevel stopping
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133 CALCULO DE LA ESTABILIDAD Se presenta a continuación los resultados de la aplicación de la metodología de Mathews, donde se muestra que las dimensiones máximas de las paredes de los caserones deber definir Radios Hidráulicos menores a 12.0 m. Para un RH menor a 12.0 m, las dimensiones de paredes debe ser menores a 40 m de alto por 60 m de largo. Dado que las dimensiones del cuerpo son mayores a las máximas dimensiones estables, se requerirá mantener pilares entre unidades de explotación.
265
V. Sublevel stopping
CALCULO DE LA ESTABILIDAD Major Failure Isoprobability Corrtours 1000 000
Stavility Num ber, N
100 000
10 000
LEGEND
1 000
Stable Failure Major Faiura 0 100 1
10
100
Shape Farther, or Hidraulic Radius (in metres)
Fig. 10
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Isoprobability contours for major failure base on logistic regression
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134
Ejemplo de modelo modelo geotécnico – Minera Cuzcatlan S.A
Cabrera, 2012
267
V. Sublevel stopping
Modelo diferentes diferentes etapas de excavación
268
V. Sublevel stopping
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135 DISTRIBUCION DE LOS FACTORES DE TENSION
269
V. Sublevel stopping
DISTRIBUCION DEL DESPLAZAMIENTO
Máximo de 4.72 cm
270
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136 METODO DE SLS CON CAMARAS E PILARES
271
V. Sublevel stopping
ESFUERZO Y RESISTENCIA DEL PILAR Para la estimación del esfuerzo actuante en el pilar corrido ( p), se ha utilizado el concepto de “Teoría de Area Tributaria”. Babcok et al. (1981) que estableció Bunting (1911) quien fue el primer autor en introducir la teoría del Area Tributaria para la determinación del esfuerzo promedio de un pilar pilar. La teoría del Area tributaria asume que un pilar se soportara si “comparte” su carga aplicada. Esta teoría es aplicable a situaciones donde similares formas de los pilares son desarrollados en grandes áreas regulares. La fórmula correspondiente para p es la siguiente:
Según el criterio de Lunder y Pakalnis, la resistencia del pilar depende directamente de su tamaño y forma y de la resistencia de la roca intacta. La fórmula establecida es la siguiente:
Ecuación (4)
S: Resistencia de los Pilares (MPa)
=
(
+
)
Ecuación (3)
Donde p: Esfuerzo actuante en el pilar (Mpa)
K: K (kappa) es un término de fricción del pilar; C1 y C2 son constantes derivadas empíricamente y cuyos valores determinados son 0.68 y 0.52, respectivamente, and K es el factor del tamaño de la resistencia del macizo rocoso, determinado a un valor de 0.44. El valor de k también p puede ser denominado con la siguiente fórmula:
z: Esfuerzo vertical o carga litostática que es igual al producto del peso especifico de la roca y la profundidad a la que se encuentra (Mpa) Wp: Ancho del Pilar (m) Wo: Ancho de la Cámara (m)
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137 DISTRIBUCION D ELOS FACTORES DE TENSIONES
Factores de resistencia de 1.2 en las paredes de las cámaras (factores < 1 en sitios puntuales del techo).
273
V. Sublevel stopping
274
V. Sublevel stopping
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138
VI. LONGWALL MINING
275
INTRODUCCION El método de tajo largo es de preparación simple y tiene la ventaja de proporcionar una producción continua con la posibilidad de una mecanización i ió completa, l t l cuall mejora lo j l productividad, la d ti id d la l seguridad y la salud del personal. La ventilación es buena y el personal trabaja en el frente siempre bajo los escudos de sostenimiento por lo que este método es incluso más seguro que el de cámaras y pilares. Como además este método incluye el hundimiento total del minado, la recuperación de carbón es mayor y la subsidencia relativamente uniforme y completa. 276
VI. Longwall mining
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139 DESARROLLO La profundidad de trabajo de este método se sitúa entre los 60 y los 850 m y se aplica a capas de carbón entre 1 y 4 m de potencia.
277
VI. Longwall mining
DESARROLLO Las entradas al cuartel o panel son las de cabeza y cola. La entrada de cabeza se usa para la entrada de ventilación, ventilación el transporte del carbón, la entrada del personal y de los suministros, mientras que la entrada de cola se emplea para el retorno del aire. El carbón arrancado por la rozadora o el cepillo es llevado por el transportador blindado del frente a la entrada de cabeza y transferido a un panzer elevador que lo descarga en la cinta transportadora de evacuación.
278
VI. Longwall mining
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140 DESARROLLO
Se utiliza una entibación marchante hidráulica (autodesplazable) para sostener ell techo h del d l frente f y se adelanta d l d después é de d cada d pasada de la rozadora continua. Las entradas al panel o cuartel se mantienen mediante bulonado; en la entrada de cola se ponen además una o dos filas de llaves o castilletes y también en la galería de entrada a lo largo de 30 a 150 m.
279
VI. Longwall mining
DESARROLLO La anchura del panel está entre 100 y 300 m y la longitud entre 500 y 4000 m. Si la anchura del panel es inferior a 100 m se prefiere fi emplear l ell arranque con un minador i d continuo i y entonces el método se llama de tajo corto. Con el fin de proteger las entradas al tajo y el frente inicial donde se localiza todo el equipo se dejan unos pilares barreras de unos 60 a 150 m de ancho en el sentido del avance en ambos extremos del tajo.
280
VI. Longwall mining
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141 LONGWALL MINING
281
VI. Longwall mining
LONGWALL MINING APLICABILIDAD
282
Cuerpos horizontales o de pequeña inclinación (0º a 15º); Potencia que pueden variar de 1,0m a 4,0m; Grande extensión horizontal; Normalmente en profundidades de 60m a 820m; Roca encajante deformable y homogenea.
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