Guias de Diseno Panel Caving

VICEPRESIDENCIA CORPORATIVA DE PROYECTOS CODELCO CHILE, PROYECTO NUEVO NIVEL MINA

CRITERIOS GEOMECÁNICOS PARA EL DISEÑO Y PLANIFICACIÓN MINERA, INGENIERIA CONCEPTUAL NNM VCP - NNM - 023 Octubre 2006

CRITERIOS GEOMECÁNICOS PARA EL DISEÑO Y PLANIFICACIÓN MINERA, INGENIERIA CONCEPTUAL NNM

VCP – NNM - 023

Octubre 2006

FECHA

VCP – NNM - 023

TITULO

CONTENIDO

CRITERIOS GEOMECÁNICOS PARA EL DISEÑO Y PLANIFICACIÓN MINERA INGENIERIA CONCEPTUAL NNM Resumen Ejecutivo. 1. Introducción. 2. Objetivos y Alcances. 3. Antecedentes y Fuentes de Información. 4. Consideraciones Básicas. 5. Estrategia de Minería. Inicio de Caving. Secuencia de Explotación. Interacción entre Sectores. 6. Diseño Minero. Orientación de Galerías. Distancias Permisibles. Accesos. Fortificación. Piques de Traspaso. Estrategias de Socavación. 7. Conclusiones y Recomendaciones.

8. Bibliografía. PREPARADO POR:

REVISADO POR:

APROBADO POR DISTRIBUCION

PABLO VÁSQUEZ VIDAL INGENIERO GEOMECÁNICO PROYECTO NNM

Original firmado

PATRICIO CAVIERES ROJAS JEFE GEOMECÁNICA PROYECTO NNM

Original firmado

PAUL CRORKAN TAIT JEFE DE INGENIERIA PROYECTO NNM JORGE REVUELTA ALFARO GERENTE PROYECTO NNM GCST (JBT-MDM), GRMD (OAO, ERV)

Original firmado

Original firmado

Vicepresidencia Corporativa de Proyectos Proyecto Nuevo Nivel Mina División El Teniente Millán 1020, Edificio 123 Rancagua VI Región, Chile

Tel.: (56-72) 292 934 Fax: (56-72) 292 822 www.codelco.com

Nota Importante Estas recomendaciones son guías geotécnicas aplicables única y exclusivamente al caso del NNM de DET, y no necesariamente son extrapolables a otros proyectos mineros.

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RESUMEN EJECUTIVO Un proyecto minero presenta varias etapas de estudios e ingenierías que se deben realizar antes de la puesta en marcha, en este sentido la ingeniería conceptual resulta ser la más importante, debido a que en esta etapa se toman las grandes decisiones, es valorado el proyecto (mayor aporte al negocio), son definidas las grandes guías generales y se establecen las consideraciones técnicas generales para dar respuesta a las interrogantes de viabilidad y factibilidad técnica de explotación, donde los aspectos geomecánicos son relevantes. Dentro de la ingeniería conceptual del proyecto Nuevo Nivel Mina, se encuentran enmarcados los criterios de diseño geomecánico, estos corresponden a guías para la definición de la planificación minera, en este sentido resulta de vital importancia identificar claramente cada uno de éstos criterios, indicando su incidencia dentro del proceso minero. Para poder identificar y cuantificar de buena forma cada uno de estos parámetros, el área de Geomecánica-Nuevo Nivel Mina, tomo la experiencia adquirida en Mina El Teniente, según lo anterior se observó el comportamiento de cada parámetro en cuestión, enfocándose en la magnitud de las consecuencias ocurridas, cuando algunos de ellos no fue considerado. Con el fin de obtener un buen respaldo para el trabajo descrito, se procedió a revisar un conjunto de información, tales como informes internos, informes externos, notas técnicas, etc., logrando recopilar una base de datos suficiente para soportar las conclusiones que se derivan del presente estudio. En el informe se presentan una serie de guías geotécnicas para la etapa de ingeniería de perfil de un proyecto minero, dichas guías tiene relación con los siguientes puntos: Estrategia de Minería

Inicio de Caving

Secuencia de Explotación.

Interacción entre Sectores.

Diseño Minero

Orientación de Galerías.

Distancias Permisibles.

Accesos.

Fortificación.

Piques de Traspaso.

Estrategias de Socavación.

Por otro lado, el informe recomienda tener muy presente que estas guías geotécnicas son aplicables única y exclusivamente al caso del Nuevo Nivel Mina (NNM) de División El Teniente, y no necesariamente son extrapolables a otros proyectos mineros.

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1.


INTRODUCCION Un proyecto minero presenta varias etapas de estudios e ingenierías que se deben realizar antes de la puesta en marcha, en este sentido la ingeniería conceptual resulta ser la más importante, debido a que en esta etapa se toman las grandes decisiones, es valorado el proyecto (mayor aporte al negocio), son definidas las grandes guías generales y se establecen las consideraciones técnicas generales para dar respuesta a las interrogantes de viabilidad y factibilidad técnica de explotación, donde los aspectos geomecánicos son relevantes. Dentro de la ingeniería conceptual del proyecto Nuevo Nivel Mina, se encuentran enmarcados los criterios de diseño geomecánico, estos corresponden a guías para la definición de la planificación minera, en este sentido resulta de vital importancia identificar claramente cada uno de éstos criterios, indicando su incidencia dentro del proceso minero. Para poder identificar y cuantificar de buena forma cada uno de estos parámetros, el área de Geomecánica-Nuevo Nivel Mina, tomo la experiencia adquirida en Mina El Teniente, según lo anterior se observó el comportamiento de cada parámetro en cuestión, enfocándose en la magnitud de las consecuencias ocurridas, cuando algunos de ellos no fue considerado. Con el fin de obtener un buen respaldo para el trabajo descrito, se procedió a revisar un conjunto de información, tales como informes internos, informes externos, notas técnicas, etc., logrando recopilar una base de datos suficiente para soportar las conclusiones que se derivan del presente estudio.

2.

OBJETIVO Y ALCANCES El objetivo principal de este informe es definir guías generales, criterios y parámetros, geomecánicos para el desarrollo de los estudios de ingeniería geomecánica a nivel conceptual del Proyecto Nuevo Nivel Mina. El alcance de este trabajo, está limitado a una ingeniería conceptual, concentrando guías generales, criterios y parámetros con la finalidad de apoyo para la ingeniería geomecánica. Se definen guías generales, criterios y parámetros geomecánicos para los siguientes tópicos: Estrategia de Minería x

Inicio de Caving

x


x


Diseño Minero x


x


x

Accesos.

x

Fortificación.

x

Piques de Traspaso.

x


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3.


ANTECEDENTES Y FUENTES DE INFORMACION Este trabajo se apoya en los siguientes antecedentes y fuentes de información:

4.

a)

Planos layout minero, socavación, incorporación, etc

b)

Informes, Notas internas y Tesis de Grado, emitidas por la División El Teniente de Codelco Chile.

c)

Comunicación personal con Geomecánica Operacional, en especial con el Sr Ricardo Parraguez, Jefe Geomecánica operacional, sector Diablo Regimiento.

d)

Informes de Consultores externos, en especial los realizados por la empresa A. Karzulovic & Asoc.

e)

Reuniones Con el Sr Antonio Karzulovic, realizadas en dependencias se su oficina ubicada en Santiago, durante las siguientes fechas:

25 de Agosto del 2006

30 de Agosto del 2006

6 de Septiembre del 2006

CONSIDERACIONES BÁSICAS Del conjunto de guías generales, existen cuatro que resultan básicas para el desarrollo de la ingeniería conceptual, las cuales se muestran y detallan a continuación: x

Método de Explotación: debido a la experiencia de división El Teniente en el método de Panel Caving, el método utilizado en la explotación del Nuevo Nivel Mina, será alguna variante de este (Convencional, Previo o Avanzado).

x

Accesos: se debe definir una orientación y ubicación adecuada, es decir en zonas que garanticen estabilidad, con portales alejados de zonas con peligro de derrumbe, avalanchas, infiltración de aguas, etc. Por otro lado es relevante evitar en lo posible tener un solo acceso, debido a la gran vulnerabilidad que esto conlleva. Idealmente el acceso debiera partir lo antes posible con el fin de obtener una linera de información geológica geotécnica a escala de labor.

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5.


x

Altura de Columna (Bloque): las alturas máximas consideradas para el proyecto son el orden de 400 (m), en este aspecto podemos indicar que estudios realizados por personal de Teniente en conjunto con empresas consultoras (ver referencias [23] y [48] , concluyen que alturas de hasta 200 (m), permiten desarrollar una minería sin grandes complicaciones, alturas de entre 200 a 400 (m) son factibles de realizar, entre 400 a 600 (m) generan problemas y sobre 600 (m) son muy difíciles de desarrollar. En este sentido podemos indicar que las alturas consideradas por el proyecto son factibles de realizar con algunos problemas. Conviene destacar además, que las alturas han variado a lo largo del tiempo, encontrándose hasta antes de 1970, alturas promedio del orden de 150 (m), entre 1970 y 1990 alturas medias de 150 (m) y después de 1990 han alcanzado un valor típico de 250 (m).

x

Área mínima de socavación (Footprint): esta debe ser lo mas regular posible, evitando esquinas, angostamiento u otra irregularidad geométrica. El ancho mínimo debe ser a lo menos 1 / 2 veces la altura se columna.

ESTRATEGIA DE MINERÍA INICIO DE CAVING En la minería por hundimiento de bloques en roca primaria, el inicio de la explotación, es uno de los temas de mayor relevancia para la definición de los hitos de un proyecto. El inicio del caving es posible realizarlo en forma natural o inducido, la decisión de realizarlo por uno u otro método dependerá principalmente del riesgo sísmico que presente el sector en explotación. El caving natural puede ser contra una cara libre o virgen, en el primero la explotación se inicia contra la cara libre de un sector ya explotado o cara libre inducida (Slot, SLC, otro), dado esto se obtendrá una condición geomecánica favorable ya que la explotación comenzará en sus inicios en estado de régimen con mayores posibilidades de quiebre y desplazamiento de los bloques, generando un comportamiento sísmico mucho más benigno que en el caving virgen. Por otro lado el caving virgen, tiene relación con la hundibilidad que se debe generar a partir de una mínima dimensión crítica (la cuál se debe para operativizar) para propagar el caving en altura, hasta conectar y luego crecer. El iniciar el caving en forma virgen, presentará bastante mayor riesgo sísmico que el caving con cara libre. La Tabla 5.1, muestra los distintos tiempos de conexión entre otros parámetros para los sectores Ten Sub – 6, Esmeralda y Diablo Regimiento de mina El Teniente. Tabla 5.1 Antecedentes Inicio de caving Antecedente

Ten Sub - 6

Esmeralda

Tiempo de Conexión

34 meses

19 meses

Estallidos de Rocas

43

37

32 meses (Extracción) 240 m

6 meses (Socavación) 110 m

Tiempo Detención Altura de Columna

Diablo Regimiento 10 meses

(1)

0 0 140 m

(1) Hay evidencias concretas de rotura a la cota del Ten-5 (70 m sobre el nivel de Hundimiento), Ten Sub-4 (115 m sobre UCL) y en una calle a la cota Ten-4 (140 m). En este tiempo se debe considerar el efecto del preacondicionamento realizado sobre el bloque de la zona de inicio.

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El caving inducido puede ser con columna parcial o completa, donde en el primer caso la parte inferior de la columna sólida se inicia en forma inducida, dejando un sector sólido (parte superior) que se quebrará con caving natural. El realizar un Caving Inducido a Columna Parcial, generará una condición geomecánica con un mayor riesgo sísmico (comparando con columna total) debido al quiebre natural del pilar sólido. Este método no es aplicable por su nivel de riesgo sísmico asociado, que incluso podría ser mayor que el Caving Natural Virgen a la altura donde se emplaza el pilar sólido sin forzar, lo anterior ocurre debido a que el macizo en el entorno del pilar sólido, se encontrará en una condición menos degradada que con caving natural, y lo más probable es que el quiebre de este macizo libere más energía ya que no tuvo tiempo suficiente para definir una degradación continua (como el caving natural), dado que el proceso de ruptura bajo el pilar sólido fue espontáneo. Por otra parte el caving inducido a columna completa, consiste en lograr la conexión “en forma descendente” desde la superficie del cráter mediante una cavidad que garantice la propagación del caving al estado de régimen, lo anterior es posible realizarlo mediante Sub Level Caving, Hundimiento inclinado, forzamiento, prequiebre u otro método. Las guías geomecánicas generales para el inicio de Caving Virgen: x

Unidades Geotécnicas: corresponden a zonas donde el macizo rocoso presenta distinto comportamiento. Al respecto, puede indicarse a igualdad de condiciones, lo siguiente: 1. Hundibilidad: presentan mejor hundibilidad, aquellos sectores donde el macizo rocoso primario, tiene una mayor cantidad de vetillas con rellenos blandos. 2. Fragmentación: presenta una fragmentación mas fina, aquella zona donde el macizo rocoso primario, tiene una mayor cantidad de vetillas con rellenos blandos. 3. Sismicidad inducida: las zonas con mayor potencial de sismicidad inducida son aquellas donde el macizo es más masivo o presenta poca vetilla con relleno blando.

x

Altura de columna sólida en roca primaria: escoger sector con menor altura de roca primaria. Ya que a mayor altura de roca la condición de riesgo sísmico del sector aumenta (situación más desfavorable), como también el tiempo de conexión para condición virgen.

x

Condición de esfuerzos: en roca primaria es más favorable iniciar la explotación desde zonas de menores esfuerzos a zonas de mayores esfuerzos. Es decir se deberá iniciar la explotación bajo sectores hundidos en altura (bajo sombra). Se debe evitar sectores adyacentes a la Pipa y la alta montaña.

x

Condición de fracturamiento del macizo rocoso: se recomienda emplazar el punto de inicio de caving en un macizo rocoso, que presente una mayor cantidad de estructuras con rellenos más blandos, ya que esto facilitará la propagación del caving.

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El punto de inicio de Caving debe cumplir un conjunto de criterios, los cuales son: x

Buena hundibilidad: presentan mejor hundibilidad, aquellos sectores donde el macizo rocoso primario, tiene una mayor cantidad de vetillas con rellenos blandos.

x

Facilidad en la propagación del caving para asegurar la conexión a cráter superior (baja altura de columna sólida).

x

Preferiblemente se debe emplazar en una zona de baja siniestralidad geotécnica, es decir: a) Evitando zonas de muy altos esfuerzos, alturas de columna de roca muy altas, macizos masivos y rígidos con alto potencial de sismicidad inducida, presencia de estructuras mayores desfavorablemente orientadas. b) Buenas posibilidades de crecer o buena flexibilidad para el crecimiento en planta del proyecto

Para el inicio de caving las distancias permisibles pueden ser distintas a las de caving en régimen. Por otro lado las velocidades de extracción deben ser menos que las de caving en régimen. Las guías geomecánicas generales para la opción Caving Inducido Columna Total están referidos a distancias permisibles y velocidad de extracción: x

Distancias Permisibles: dependiendo del Método inducido a realizar, se deberá respetar las distancias permisibles asociado a cada método. Estas están referidas a zonas de incremento de esfuerzos (Abutment Stress), desconfinamiento (bloques críticos), desfase de escalones, ángulo de bajada, geometría de avance, desfase de frentes de socavación con frente de forzamiento (para método con forzamiento).etc.

x

Velocidad de Extracción: en general en los métodos inducidos a columna completa, la Velocidad de extracción estará limitada por la extracción del volumen esponjado de cada disparo. Es decir para realizar una tronadura se requiere tener cara libre, por lo que después de cada disparo se deberá retirar como mínimo el volumen esponjado (30% del tonelaje tronado).La velocidad de extracción máxima no tiene recomendación geomecánica, sin embargo dependiendo del método utilizado, las bateas adyacentes al sector inducido estarán condicionadas a distancias permisibles, debido al efecto que tienen sobre galerías superpuestas, tiros largos u otro.

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SECUENCIA DE EXPLOTACIÓN El diseño del frente, desde el punto de vista geomecánico, esta relacionado con una serie de criterios y parámetros que inciden en el comportamiento que experimenta el sector productivo, cuando se realiza minería, influyendo en forma directa sobre la condición global del macizo rocoso (estabilidad, productividad, actividad sísmica, etc) que se ve involucrado. A continuación se dan a conocer los parámetros más relevantes para definir las características del frente de explotación. x

Geometría: desde el punto de vista de la estabilidad, se debe privilegiar una forma cóncava en la dirección del frente de avance (sonrisa), como se muestra en Figura 5.1, porque si bien una forma convexa, favorece el desarme de macizo rocoso, la forma cóncava es mejor en lo que dice relación con los pilares del nivel de Hundimiento evitando frentes convexos (nariz). Con esto se logra un frente más estable, al evitar el desconfinamiento de la pared, favoreciendo la estabilidad de los pilares del Nivel de Hundimiento (UCL). La formación de frentes activos excesivamente planos y extensos, generará un desconfinamiento muchas veces excesivos delante del frente de socavación y simultáneamente, se producirán mayores concentraciones de esfuerzos en sus extremos, aumentando la probabilidad de ocurrencia de daños locales. En lo posible se deben evitar frentes con geometrías que formen ángulos agudos, ya que, estos generan concentraciones de esfuerzos, aumentando la probabilidad de ocurrencia de daños locales. Esfuerzo Vertical

Esfuerzo lateral de tracción Esfuerzo Vertical Curvatura hacia afuera ó “Sonrisa”

Esfuerzo lateral de compresión

CL Nv U n cció rodu Nv P

Curvatura hacia adentro ó “Nariz”

Figura 5.1 :

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esquema que muestra los esfuerzos a los que están sometidos dos elementos ubicados en un frente de extracción cóncavo “sonrisa” y convexo “tristeza”.


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Frente Inactivo

Frente Lateral

(No avanza y no aumenta su extensión) (No avanza, pero aumenta su extensión)

La figura 5.2 precisa los distintos términos que interfieren en la geometría de frentes. Respecto de la extensión de los frentes, a la luz de la experiencia obtenida de sectores como el Ten-4 Sur y esmeralda, se observa que frentes únicos de gran tamaño (600 – 700 m) han presentado problemas geomecánicos y parecen ser mas vulnerables, por otra parte se sabe que frente con anchos mayores a 300 (m) empiezan a generar problemas. Durante la ingeniería conceptual del proyecto NNM, se analizaran distintas geometrías, con el fin de encontrar las mas adecuadas (tamaño y forma), considerando los aspectos geomecánicos y otros de relevancia como son su contructibilidad, manejo de materiales, etc.


Dirección de

x

Avance del frente Orientación: el frente de hundimiento, debe orientarse en 90º (con una tolerancia de +- 30º) respecto a la dirección del Frente de avance esfuerzo principal mayor, ya que, la zona de concentración de esfuerzos delante del Figura 5.2 : Distintos términos que interfieren en la geometría de frentes. frente de socavación, será más benigna (menor concentración de esfuerzos). Este criterio es idéntico respecto a los entes estructurales principales (por ejemplo dique de lamprófido, falla P, etc), con el objetivo de reducir la concentración de esfuerzos entre dichos entes estructurales y el área hundida (condición más favorable). Cuando se tiene más de un ente estructural con diferentes rumbos, y no existe la posibilidad de orientar el frente perpendicular a todos los entes estructurales, se debe evitar formas ángulos menores a 25º. Ver Figura 5.3 de la página siguiente.

Cabe destacar que el mantener una diferencia de rumbos de 30°, entre el frente y cualquier discontinuidad (estructura, contacto, etc) tiene relación, al igual que en taludes, con el mínimo espesor del puente de roca presente en uno de los extremos del potencial deslizamientos, empírica y prácticamente se ha demostrado que ángulos por debajo de los 30°, generan puentes de roca que fallan por tracción, gatillando el deslizamiento de bloques hacia el interior del material quebrado (minería subterránea por hundimiento gravitacional masivo). En relación a los entes estructurales principales, se debe tratar de minimizar la formación de cuñas (macrobloques inestables) entre la línea de hundimiento y los planos de debilidad (fallas, área hundida, etc). La condición más desfavorable se produce cuando la cuña formada, está rodeada en todos sus lados por planos de debilidad. En este sentido se debe destacar que la presencia de una cara libre o slot, define una cara libre.

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Adicionalmente a la geometría, debemos considerar:

Se debe evitar el empotramiento a la Pipa Braden, puesto que se ha comprobado empíricamente que frentes con ángulos agudos respecto de ella, generan una mayor actividad sísmica en el entorno.

Evitar dejar frentes de explotación detenidos por prolongado tiempo (especialmente sobre infraestructura relevante, como piques etc.). De ser así, se producirá un deterioro progresivo en el tiempo del macizo rocoso delante del frente de socavación, que generará más de algún problema de estabilidad o dificultad cuando se retome el avance del frente.

Frente

Fallas Principales

V1p

ș 270°

7,0 6,0 5,0 4,0 3,0 2,0 1,0 0,0

0°

ș 90°

V1p

Dirección de avance

180°

Figura 5.3:

x

Orientación del frente en función del estado tensional tensional preminería (donde V1p es la proyección de V1 en el plano del nivel de hundimiento) y entes estructurales.

Frente de Extracción: el avance del frente de extracción debe ser concordante con la socavación en orientación y geometría. Se debe llevar una franja “constante” entre ambos frentes (Losa). Para el Panel Caving con sus variantes (Convencional, Previo y Avanzado), se debe considerar un ángulo de quiebre desde el frente de extracción (T) de entre 60° a 72º y de extracción (T) de entre 30° a 45º. Condición que se regulariza con las velocidades de extracción y la incorporación de área a la producción, ver Figura 5.4 de la página siguiente.

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T

Distancia entre Frentes (Losa)

T

Frente de Socavación

Nivel de Socavación

Frente de Extracción Figura 5.4:


Nivel de Producción

conjunto de parámetros que definen el comportamiento geomecánico de una secuencia de extracción.

INTERACCIÓN ENTRE SECTORES La interacción entre sectores productivos tiene relación con el efecto que puede provocar la subsidencia (pared sísmicamente activa de desplome y fracturamiento), en conjunto con los esfuerzos inducidos por la explotación de un sector sobre otro adyacente y viceversa. El progreso del caving genera cambios en la condición de esfuerzos. Resulta de vital importancia definir aquellos sectores en donde puede ocurrir la convergencia de dos o más frentes, lo cuál producirá una condición desfavorable para el desarrollo de la minería al generar un pilar (nudo), que será reducido en tamaño a través del tiempo. Esta problemática se ha presentado en el “Nudo Isla”, correspondiente al empalme de los sectores productivos Ten-4 Sur, con Ten-3 Isla y Ten-4 Regimiento, a partir del cual se han tomado experiencias a fin de mitigar sus consecuencias.

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Para evaluar la interacción entre sectores productivos es preciso conocer la geometría que definen dichos sectores, esta geometría puede ser construida a partir de los siguientes parámetros: x

Altura de roca sólida que conforma cada uno de los sectores productivos.

x

Ángulos de fracturamiento asociados a la socavación y extracción.

x

Período de estabilización de la pared sísmicamente activa que limita un sector productivo, esta es determinada mediante el plano de Agotamiento, según este podemos afirmar que al finalizar la extracción (alcanzar agotamiento) la pared es estable con un ángulo de talud similar al de desplome, se debe destacar que el ángulo de desplome se alcanza en el largo plazo y en general es un poco mas tendido que el de agotamiento.

x

Finalmente se debe definir un perfil representativo, desde el cuál sea posible estimar las distancias de incorporación y socavación (losa).

Al definir la geometría involucrada dentro de la interacción, es posible advertir que ocurren distintos tipos, las cuales presentan complicaciones mayores o menores, no obstante los principales problemas tienen relación con la socavación basal del pilar, esta induce el desconfinamiento del pilar, produciendo la activación de estructuras que eventualmente pueden definir bloques, los cuales al deslizar hacia uno de los frentes pueden generar problemas de estabilidad en el nivel de producción. Una forma de mitigar la interacción por superposición de abutment stress, es reducir o eliminar la losa de socavación, sin embargo el acercamiento entre frentes en algún instante igual será complejo. Por otra parte en la interacción con sectores ya explotados, la socavación basal del pilar producida por el Frente activo, puede generar un eventual volcamiento del pilar, generando esfuerzos de tracción y desconfinamiento, no descartándose la ocurrencia de bloques que puedan deslizar hacia el Frente activo. A continuación se numeran las distintas geometrías de interacción que se pueden encontrar, mostrando el potencial modo de falla: 1.

Convergencia de sectores con frentes activos: Corresponde a dos frentes con paredes activas, los cuales convergen sobre un pilar de roca, este pilar en un principio es socavado en su base, para posteriormente ser consumido por la extracción, ver Figura 5.5a de la página siguiente. El modo de falla esta condicionado por la propagación de una grieta vertical en el medio del pilar.

2.

Acercamiento de uno o mas frentes activos, sobre un sector ya explotado: ocurre cuando un frente o más con paredes sísmicamente activas se acercan a una pared final, según esto el pilar del centro es socavado solo por el lado del frente activo, ver Figura 5.5b de la página siguiente. El modo de falla esta condicionado por la propagación de una grieta subhorizontal desde la base el pilar.

3.

Convergencia de uno o más frentes con paredes sísmicamente activas a distinta cota: ccorresponde a la misma situación descrita en el punto 1, con la salvedad que los sectores se encuentran a distinta cota, ver Figura 5.5c de la página siguiente. El modo de falla esta condicionado por la propagación de una grieta subhorizontal desde la base el pilar.

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4.


Acercamiento de uno o más frentes con paredes sísmicamente activas sobre una pared estable: corresponde a una situación similar descrita en el punto 4, ver Figura 5.5d de la página siguiente, con la salvedad que el frente activo se localiza en el nivel inferior. El modo de falla esta condicionado por la propagación de una grieta subhorizontal desde la base el pilar.

Zona de desconfinamiento


Frente A

Frente B

Frente A

Frente B

Zona de superposición de Abutment Stress


(b)

(a)



Frente B

Frente B Frente A

Frente A


Zona de Abutment Stress

(d)

(c) Figura 5.5:

Distintas opciones de geométricas de interacción que pueden generarse, donde la línea roja define la potencial grieta de generaría la falla del pilar.

Respecto a la interacción tipo (a), a modo de ejemplo podemos indicar que es posible que esta ocurra, trabajos realizados permiten indicar que para una altura de columna de 170m y un desfase entre el frente de socavación y extracción de 80m, la superposición ocurre cuando la distancia entre ambos sectores es menor a 120 (m), medidos desde el límite del frente de socavación (Parraguez, R & Vásquez, P, 2004). Cabe destacar que este es uno de los casos más desfavorables, debido al aumento del nivel de esfuerzos en la zona de superposición.

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SUBSIDENCIA El hecho de desarrollar un nuevo proyecto, involucra analizar y estudiar las implicancias que tendrá éste en la vecindad del polígono de extracción definido, como también sus efectos hacia los niveles superiores. Los métodos de explotación con hundimiento masivo, que emplean la gravedad para fragmentar y hundir el macizo rocoso, paulatinamente van cambiando la topografía de superficie, debido a la depresión que va sufriendo el terreno en medida que la actividad minera se desarrolla (subsidencia). La subsidencia se traduce en superficie en la generación de un cráter de subsidencia, este presenta dos características que definen el efecto de la subsidencia: su perímetro, definido por las paredes del cráter, y su zona de influencia, correspondiente a la zona donde el terreno “siente” el efecto del cráter. Luego si se puede definir el perímetro y la zona de influencia, el efecto de la subsidencia queda definido y la planificación minera puede tomarlo en cuenta, para lo que es necesario definir la terminología que se utilizará para describir la morfología del cráter de subsidencia. Así, con referencia a la figura 5.6 de la página siguiente, se definen los siguientes términos: ANGULO DE DESPLOME: Pese a que la inclinación de la pared del cráter es variable con la altura respecto a su base, z, por simplicidad es frecuente definir solo la inclinación media de la pared del cráter, la cual queda definida por la línea imaginaria que une el borde del piso del cráter con el coronamiento o cresta de su pared. El ángulo que esta línea forma con la horizontal se denomina ángulo de desplome, D. ANGULO DE INFLUENCIA: El efecto del cráter se extiende más allá de su pared, ya que el macizo rocoso inmediatamente adyacente tiende a desplazarse al interior del cráter y sufre agrietamientos, dislocaciones y deformaciones. Si bien el ancho de esta zona puede variar con al altura respecto al piso del cráter, se define como ángulo de influencia, E, al ángulo respecto a la horizontal de una línea imaginaria que une el borde del piso del cráter con el término de la zona de influencia del cráter en superficie. ZONA DE INFLUENCIA: Es la zona donde el macizo rocoso se ve afectado por la presencia el cráter de subsidencia. ANCHO DE LA ZONA DE INFLUENCIA: Es el ancho que tiene la zona de influencia, y se denota ti. Puede variar con la altura z 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, al mismo tiempo, suficientemente cerca de la pared del cráter como para ser afectadas por éste). ANCHO BASAL DEL CRATER: Es el ancho de la base o piso del cráter en la sección considerada, y se denota AB. Puede variar con la orientación de la sección considerada. ANCHO PERIMETRAL DEL CRATER: Es el ancho del perímetro del cráter en superficie, en la sección considerada, y se denota AS. Varía con la orientación de la sección considerada. ALTURA DE LA PARED DEL CRATER: Es la altura desde el piso del cráter hasta el perímetro del cráter en superficie, en la pared considerada, y se denota H. Varía con la orientación de la sección considerada y, también, en las paredes opuestas de una misma sección vertical. COLUMNA DE MATERIAL QUEBRADO: Es la altura media de la columna de material quebrado que rellena parcialmente el cráter y sirve apoyo a sus paredes, y se denota h. Si el ancho basal del cráter en la sección considerada no es muy grande, puede suponerse que h es la misma para las 2 paredes de dicha sección.

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DISTANCIA A 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 inmediata del perímetro del cráter. Se denota DC y varía a lo largo del perímetro del cráter. ANCHO DE LA ZONA AGRIETADA: Es el ancho horizontal de la zona agrietada en la pared y sección del cráter considerada. Se denota tC y varía a lo largo del perímetro del cráter.

DC

TOPOGRAFIA ORIGINAL

AS

PARED DEL CRATER

ti

z MATERIAL QUEBRADO

H

tC h

E

D AB

GALERIA AFECTADA POR EL CRATER DE SUBSIDENCIA

Figura 5.6 :

Esquema ilustrativo de los parámetros utilizados para describir la morfología de un cráter de subsidencia.

Se entiende por “subsidencia”: la deformación del terreno en la vecindad de una excavación superficial o subterránea y desde un punto de vista práctico, resulta interesante evaluar su magnitud, extensión y su evolución en el tiempo. Para determinar los ángulos de subsidencia (desplome y fracturamiento) en mina El Teniente, se desarrollo en el año 1999 una metodología práctica para predecir el ángulo de desplome y la extensión de la zona de influencia. El estudio realizado, consistió en definir sectores de interés, a los cuales se le determino sus propiedades geotécnicas, para luego realizar modelos numéricos mediante el software de diferencias finitas FLAC. Una vez calibrado los resultados del análisis numérico, se desarrollo una metodología para emplear los antecedentes, por medio de la confección de curvas.

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A continuación se dará a conocer en forma general los criterios o metodología que se emplea en Mina El Teniente para determinar los ángulos de subsidencia: x

Definir el sector donde interesa evaluar la subsidencia.

x

Desarrollar una sección vertical que muestre la geología geotécnica del sector que interesa, indicando la presencia de los siguientes tipos de macizo rocoso: primario, secundario y Brecha Braden (Pipa); así como la profundidad del nivel de Hundimiento UCL.

x

Seleccionar la sección analizada en el estudio antes mencionado, que esté más próxima a la sección que interesa evaluar.

x

Seleccionar la curva correspondiente a dicha sección para evaluar el ángulo de desplome, y utilizarla conforme con lo siguiente: Definir la altura de roca primaria, secundaria y de Brecha Braden sobre el UCL al costado que interesa, utilizar la curva que corresponda a cada tipo de roca para determinar el ángulo de ruptura para el tipo de roca en cuestión, a la profundidad correspondiente de UCL y Utilizar los resultados obtenidos para definir la pared del cráter, ver Figura 5.7 de la página siguiente.

x

Seleccionar la curva correspondiente a dicha sección para evaluar el ancho de la zona de influencia, y utilizarla conforme con lo siguiente: definir la altura de roca primaria, secundaria y de Brecha Braden sobre el UCL al costado que interesa, utilizar la curva que corresponda a cada tipo de roca, para determinar el ancho de la zona de influencia para la roca en cuestión a la profundidad correspondiente de UCL y utilizar los resultados obtenidos para definir el límite de la zona de influencia.

x

Definir una franja de seguridad respecto al límite de la zona de influencia así definida, ver Figura 5.8 de la página 49.

x

Una vez que se tenga la proyección de la envolvente de subsidencia, se podrá prever cuál será la infraestructura de la mina que se verá afectada por el fenómeno de subsidencia y en qué momento esto ocurrirá, debido al aumento del área productiva y profundidad de los niveles de explotación.

Adicionalmente los análisis de subsidencia, deben considerar los siguientes antecedentes: x

El caving para un sector ubicado directamente por debajo de la superficie (cráter), comienza con la generación paulatina de una cavidad, producto del caving (quiebre) en el pilar o columna de material sólido, que separa a los niveles en la vertical (sector antiguo al sector nuevo de interés), esta cavidad en algún momento se conecta al “piso” del cráter de subsidencia, generado por sectores antiguos, explotados inmediatamente encima del sector que se quiere explotar y donde hacia arriba solamente debe existir material quebrado. El crecimiento del cráter de subsidencia no será demasiado notorio, ya que, se produce una especie de “estrechamiento” en su base, como se ilustra en la Figura 6.13 de la página siguiente.

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División Salvador

- 15 -

División Ventanas

División Andina




1200

d sta Co

1100

(Pi n) de Bra pa

800

Hw

900

Fw

ALTURA RESPECTO AL UCL, H ( m )

o

do sta Co

1000

Sección 2

700

600

500

400

300

H

200

D 100

0 60

65

70

75

80

ANGULO DE DESPLOME, Figura 5.7 :

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D

85

90

Variación del ángulo de desplome (ruptura) con la altura sobre el piso del UCL para una sección en especial. Este ángulo se mide con respecto a la horizontal y define la inclinación de una línea imaginaria que une el UCL con la una superficie que se ubica a una altura dada sobre el piso del UCL.


División Salvador

- 16 -

División Ventanas

División Andina




1400

Sección 2 Hw

1300 1200

PIPA BRADEN

ALTURA SOBRE EL UCL, H ( m )

1100

ti

z Sección 2

1000 900 800

C

ti(z) = G(z) x C

700

80 m

600

70 m E NT MA A DI

500 400

RA ME S E

300 200

4 TEN

80 m

A LD

SUR

100 0 0.0

0.1

0.2

0.3

0.4

0.5

0.6

0.7

0.8

0.9

1.0

ANCHO RELATIVO DE LA ZONA DE INFLUENCIA, Figura 5.8:

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G

Variación del ancho de la zona de influencia con la altura sobre el piso del UCL para una sección ubicada al costado adyacente a la Pipa Braden. El ancho de la zona de influencia a una altura z sobre el piso del UCL, t i (z), es igual al ancho relativo de ésta, G (z), multiplicado por el valor del coeficiente C que se muestra al costado de esta figura.


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División Andina




UCL Sector 1

UCL Sector 2

Sector Bajo Sombra

UCL Sector 3

Figura 6.13:

x

esquema que muestra como los nuevos sectores en explotación se ubican siempre dentro de los límites de un sector ya explotado.

Por otra parte, si el nuevo sector productivo tiene una gran superficie y “sale más allá” del área hundida definida por los sectores ya explotados (fuera de sombra), entonces el crecimiento del cráter de subsidencia puede ser notorio, como se muestra en la Figura 6.14, ver a continuación.

Sector Fuera de Sombra UCL Sector 1

Ángulos más extendidos UCL Sector 2

UCL Sector 3

Figura 6.14:

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Esquema que muestra como los nuevos sectores en explotación se extiende más allá de los límites del sector ya explotado, cabe destacar que las líneas segmentadas son la proyección de cráteres de largo plazo.


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De acuerdo a lo anterior de debe tener presente lo siguiente: x

Los sectores que no quedan bajo sombra o zona hundida, inducido por el piso del cráter (nivel productivo superior), tendrán mayores concentraciones de esfuerzos en los bordes del nuevo sector productivo.

x

Se pierde el “efecto escalón” y el macizo rocoso “siente” un talud de mayor altura en la pared del cráter, lo que se traduce inevitablemente en una disminución de su inclinación, es decir los ángulos de subsidencia en profundidad son menores.

x

El crecimiento de la cavidad, antes de su conexión al piso del cráter de subsidencia, induce tracciones en el macizo rocoso, lo que degrada y disminuye la calidad geotécnica del macizo rocoso que definirá la futura pared del cráter.

x

A igualdad de otras condiciones, en los sectores de mayor altura topográfica (alta montaña) la pared del cráter será más tendida, mientras que en los sectores de menor altura la pared del cráter será más empinada.

x

Por otra parte, en los sectores de mayor altura o columna, la eventual ocurrencia de inestabilidades en las paredes del cráter, probablemente afectará mayores volúmenes de material, por lo que el crecimiento del perímetro del cráter tenderá a producirse en “incrementos mayores”.

x

En los sectores de mayor altura, los afluentes de superficie o flujos causados por las aguas lluvias tenderían a desplazarse hacia el interior del cráter, mientras que en los sectores de menor altura éstas no necesariamente escurrirán hacia el cráter.

x

La roca primaria define paredes más empinadas en el cráter que la roca secundaria, y esta última define paredes más empinadas que los materiales tipo talus o de cobertura.

x

La presencia de cuerpos litológicos masivos tiende a definir paredes más empinadas que las correspondientes a macizos rocosos fracturados.

x

La presencia de sistemas estructurales y/o estructuras mayores de manteo subvertical, tiende a definir paredes empinadas y con rumbo similar al de las estructuras; sin embargo, este efecto debe evaluarse cuidadosamente debido a que una morfología similar puede resultar de un sector productivo con un límite recto y una topografía de superficie relativamente plana. Claro ejemplo de lo antes descrito es la pared Norte de la mina Río Blanco, la cual esta conformada por Riolitas de buena calidad geotécnica, definiendo manteos del orden de 90° ver figura 6.15 de la página siguiente.

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Pared Norte, con manteo del orden de 90°

Figura 6.15:

Pared Norte de la mina Río Blanco, la cual esta conformada por Riolitas de buena calidad geotécnica, definiendo manteos del orden de 90°.

Todo lo anterior (antecedentes, criterios y parámetros) nos permite definir el perímetro y la zona de influencia, el efecto de la subsidencia queda definido y la planificación minera puede tomarlo en cuenta. De acuerdo a las guías generales enunciadas anteriormente, fueron obtenidos los ángulos de fracturamiento y desplome, cabe destacar que estos ángulos definen una zona de seguridad que aún no ha sido estimada, ver Tabla 5.2 a continuación. Tabla 5.2 Ángulos de Subsidencia (Desplome / Fracturamiento)

Sectores

Norte

Sur

Este

Oeste

Norte

70º / 60º

77º / 67º

71º / 60º

73º / 60º

Andes Norte

64º / 58º (Montaña)

73º / 68º (Pipa)

65º / 59º

67º / 60º

65º / 58º

63º / 57º


74º / 65º (Pipa)

63º / 57º

64º / 58º

64º / 55º

73º / 65º

73º / 69º

63º / 57º

62º / 55º

64º / 57º

71º / 65º (Pipa)


64º / 58º

69º / 62º

73º / 65º

67º / 60º

68º / 57º

73º / 66º

Andes Sur

Sur

AS1: Al Norte Coord. 200 N AS2: Al Sur Coord. 200 N S1: Al Este Coord. 800 E S2: Al Oeste Coord. 800 E Pacífico

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6.


DISEÑO MINERO ORIENTACION DE GALERIAS Los criterios y parámetros geomecánicos, que se emplean en la orientación de galerías, tienen como finalidad asegurar la operatividad del diseño minero, por medio de la estabilidad de las labores, lo que permite asegurar la vida útil del proyecto. Los criterios y parámetros geomecánicos, requeridos para asegurar la estabilidad de las distintas labores, deben considerar la orientación más favorable respecto al frente de socavación, estado tensional predominante en el sector y sistemas estructurales principales. La orientación de las galerías se define bajo los siguientes criterios y parámetros: x

Frente de Socavación: la orientación de la excavación, respecto al frente de socavación, tiene un marcado control sobre su estabilidad. Las galerías que se disponen paralelas a la orientación del frente de socavación sufren un mayor daño que aquellas que se encuentran ubicadas perpendiculares. Esto es debido a que una ves que empieza la socavación, los esfuerzos mas grandes se hacen paralelos al frente, por lo tanto no se deben tener labores paralelas al frente, o si las tengo no debo parar el frente encima de una labor, con la salvedad que se tenga un pilar de magnitud importante y se detenga el frente sobre este pilar, de igual forma sino quiero tener labores paralelas debo desarrollar las calles perpendiculares y de forma adelantada, pues es lo que quiero cuidar, debido a condiciones operacionales es mas favorable llevar el frente paralelo a la línea de zanjas, en este caso el frente estará orientado en 60° respecto a las calles, ver tabla 6.1 de la página siguiente. Se debe tener presente, que sectores que presenten una gran cantidad de pilares formados por los desarrollos adelantados, serán susceptibles a presentar daños por el paso del frente de socavación, principalmente en las esquinas de los pilares, caso de pilares calle – zanja en el Nivel de Producción y pilares en el Nivel de Hundimiento (UCL) para PCHP y PCHA. Mientras más robusto sea el pilar, se debieran presentar una menor cantidad de daño luego del paso del frente de socavación, en este sentido debemos indicar que el tamaño de los pilares del Nivel de Producción está relacionado directamente con:

Nivel de esfuerzos (zona de transición). Definición de la malla de extracción o layout, según la necesidad de asegurar flujo gravitacional (tiraje). Condición Litológica Estructural.

Algunas de las alternativas de pilares formados por los desarrollos delante del frente de socavación son las siguientes (ver tabla 6.2 de la página siguiente):

Desarrollar solamente calles Desarrollar solamente zanjas Desarrollar calles y armadas de zanjas Desarrollar zanjas y armadas de calles

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Tabla 6.1 Efecto de Estabilidad de la Galería, en relación a la Orientación de la Línea de Socavación

OPCION

Frente de Socavación Perpendicular a las Galerías Frente Socavación Zona de Transición (Abutment Stress) A

A´

DESARROLLOS

DESCRIPCION

CONDICION GEOMECANICA

-Galerías dispuestas perpendicularmente a la orientación frente de socavación.

Favorable

-Mínimo esfuerzo cortante que actúa en el entorno a la galería como en el área transversal del desarrollo. -Los desarrollos están sometidos a un estado tensional que varía, dependiendo de la posición del frente de socavación (existe una mayor concentración de esfuerzo en el entorno al frente).

Perfil de daños, una vez que pasa el frente. Regular

e Frent

n vació Soca

B´

B

Zona de Transición (Abutment Stress) DESARROLLOS

Frente de Socavación Paralelo a las Galerías Frente Socavación Zona de Transición (Abutment Stress)

-Mayor área transversal de la galería, expuesta a altos esfuerzos. Esfuerzos cortantes actúan en el entorno a la galería, como en el área transversal del desarrollo. Perfil de daños, una vez que pasa el frente. Desfavorable

-Galerías dispuestas en forma paralelas a la orientación del frente de socavación. -Toda galería estará sometida a un estado tensional alto.

Perfil de daños, una vez que pasa el frente.

DESARROLLOS

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PILAR

Frente de Socavación Forma un Angulo Respecto de las Galerías

-Las galerías forman un ángulo respecto a la orientación del frente de socavación.

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En general, se debe evitar el desarrollar galerías o labores delante del frente de socavación o zona de transición, ya que, cuando estás se encuentren inmediatamente delante de frente de socavación, se verán afectadas directamente por el cambio tensional o zona de abutment stress (aumento de los esfuerzos principales y cambios en su dirección y orientación). Si se desarrollan galerías en los niveles productivos delante del frente de socavación (como es el caso del Panel Caving Convencional o Avanzado), se debería considerar un mayor soporte y/o reparaciones, contrario a esto, en la explotación con Panel Caving con Hundimiento Previo los daños se reducirían en el nivel de producción, ya que las galerías se desarrollaran detrás del frente de socavación. x

Sistemas Estructurales: la orientación más favorable para las galerías, es aquella en la que se obtiene la menor ocurrencia de bloques de roca con condición cinemática de inestabilidad y que son perpendiculares a los sets principales. Estos criterios son rigurosamente válidos para galerías longitudinales y sin singularidades en toda su longitud (accesos principales). Para el caso de la configuración Calles-Zanjas del Nivel de Producción, se debe encontrar la orientación que presente el mejor compromiso para la estabilidad del sistema, considerando el máximo bloque en el techo de la intersección Calle-Zanja, que pudiera caer por inestabilidades geomecánicas. Por otro lado estructuras subparalelas que no intersectan la labor, ubicadas a corta distancia inducen concentraciones de esfuerzos del orden de 30%, ver figura 6.1 a continuación.

NO

¿ESTRUCTURAS INTERSECTAN LA LABOR?

SI ORIENTACIÓN ESTRUCTURAS - LABOR

Las estructuras tienen rumbo subparalelo al de la labor, sin intersectarla, no obstante esto, se generan concentraciones de esfuerzos que pueden gatillar sobeexcavaciones importantes.

DESFAVORABLE

FAVORABLE

El rumbo de la labor es subparalelo al de las estructuras, definiendo bloques finitos removibles de grandes dimensiones .

Figura 6.1:

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El rumbo de la labor es perpendicular al de las estructuras, definiendo bloques finitos removibles de pequeñas dimensiones .

Esquema de una orientación favorable y desfavorable, para una galería, respecto estructuras presentes.


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Tabla 6.2 Alternativas de formación de Pilares delante del frente de socavación para el Nivel Producción METODO

OPCIONES

DESCRIPCION

AVANCE FRENTE DE SOCAVACION

Se desarrollaran todas las calles y zanjas

PCHC

DIRECCIÓN DE AVANCE DEL FRENTE DE SOCAVACIÓN

CONDICION GEOMECANICA PILARES NIVEL PRODUCCIÓN

CALLE

MENOS FAVORABLE

ZANJA AVANCE FRENTE DE SOCAVACION



PCHA AVANCE FRENTE DE SOCAVACION


PCHP


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Se desarrollaran todas las calles y se armarán todas las zanjas

CALLE

Se desarrollaran todas las zanjas y se armarán todas las calles

ZANJA

Se desarrollaran todas las calles y se armarán las zanjas en calles intermedias Se desarrollaran todas las zanjas y se armarán las calles en zanjas intermedias

CALLE

ZANJA

Se desarrollaran solamente las calles

CALLE

Se desarrollaran todas las zanjas

ZANJA

Se desarrollaran solamente las calles intermedias y se armarán las zanjas

CALLE

Se desarrollaran solamente zanjas intermedias y se armarán las calles

ZANJA

Se desarrollaran solamente las calles intermedias

CALLE

Se desarrollaran zanjas intermedias

ZANJA

solamente

No existe ningún desarrollo delante del frente de socavación. Toda la preparación del nivel Producción se realiza bajo área socavada. Método Hundimiento Previo

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CALLE

ZANJA

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MAS FAVORABLE



x


Estado Tensional: La condición más favorable para la estabilidad de las excavaciones, se encuentra cuando éstas, se ven sometidas al menor índice de anisotropía (P/Q), de los esfuerzos principales secundarios (P y Q), actuando en un plano perpendicular a ella. A medida que esta anisotropía aumenta, se evidencia una mayor probabilidad de sobre excavación, producto de la variación en la magnitud y rotación de los esfuerzos por efecto del paso del frente de socavación, superando la resistencia de la roca.

Q

P

P 270°

7,0 6,0 5,0 4,0 3,0 2,0 1,0 0,0

0°

90°

P

180°

Esfuerzos principales secundarios actuantes alrededor de una excavación subterránea. P= Esfuerzo Principal Secundario Mayor Q= Esfuerzo Principal Secundario Menor Figura 6.2:

Ejemplo de Roseta, que muestra las zonas favorables y desfavorables a la orientación de las galerías (esta Roseta, se obtiene del monitoreo de los sitios de mediciones de esfuerzos).

metodología utilizada para definir la mejor orientación de galerías en función del estado tensional presente en el sector.

La situación más favorable de distribución de esfuerzos, alrededor de una galería, se produce cuando los esfuerzos principales secundarios (P y Q) son iguales, condición que se logra cuando los esfuerzos son del tipo hidrostático, cualquier índice mayor que 1 representa una distribución de menor estabilidad. Se debe indicar, que los valores de anisotropía de esfuerzos menores a 2 están dentro de lo considerado normal para Mina El Teniente1. Cabe destacar que para determinar la orientación más favorable de las galerías respecto al menor daño producido, es necesario considerar tanto un análisis de anisotropía de esfuerzos como un análisis estructural del sector. Para el nivel de producción, el análisis en base a esfuerzos es más relevante para un PC con H. Convencional, y el análisis en base a estructuras lo es para un PC con H. Previo. Lo anterior es válido para accesos o galerías estrategicas, donde se debe considerar el estado tensional mas desfavorable y daño acumulativo, ademas de advertir los ambientes en los que se encontrara durante su vida útil (premineria, transición, relajación). No siendo aplicacable para las calles y zanjas, donde la orientación esta definida por la posición del frente.

1

Información obtenida del Informe PL-I-038/1996

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x


Sectores Vecinos: Para el diseño y ubicación de las excavaciones, se debe considerar la interacción (subsidencia) que pueda existir con los sectores vecinos, ubicados a una cota inferior. Se debe evitar diseñar labores, en zonas afectadas en el corto plazo, por la envolvente de subsidencia (pared sísmicamente activa, ver SUBSIDENCIA) de algún sector ya en extracción, es decir, se debe evitar que la subsidencia de sectores ubicados en cotas inferiores, afecten las labores superiores, cuando estas (labores superiores) aun no cumplan su vida útil.

DISTANCIAS PERMISIBLES La aplicación de los métodos de explotación subterráneos, con hundimiento natural (Block Caving, Panel Caving), además de algunas de sus variantes (PCHC, PCHP y PCHA)2 y los métodos de explotación con hundimiento inducido (Sub Level Caving, Preacondicionamiento y Forzamiento total o parcial de la columna mineralizada), generan el hundimiento progresivo de un volumen determinado de masa mineralizada, con la ayuda de la gravedad. Para los métodos de hundimiento natural o inducido, se genera una modificación en la distribución espacial de los esfuerzos inducidos, que afectan a excavaciones que son desarrolladas en niveles inferiores y localizadas delante y/o detrás del frente de explotación originando 3 zonas en las cuales se produce una redistribución de los esfuerzos conforme su cercanía y/o lejanía con el frente de socavación. A continuación se definen las 3 zonas. Zona de Pre-Minería: En esta zona, el macizo rocoso se encuentra alejado de la minería existente, por lo que no “siente” el efecto del frente de socavación, es decir el estado tensional y la calidad geomecánica del macizo rocoso no son afectados por el efecto de la minería. Zona de Transición (Abutment Stress): Zona de alterada del macizo rocoso, producto del avance de la actividad minera. En esta zona se genera una modificación del estado tensional (en magnitud y orientación). Zona de Relajación (Desconfinamiento): es la zona que se genera después del paso del frente de socavación y producto de aquello los esfuerzos son más bajos en magnitud que en preminería. En esta zona el macizo rocoso se encuentra en una condición favorable para la realización de operaciones mineras.

2

Las abreviaturas PCHC, PCHP y PCHA, significan Panel Caving con Hundimiento Convencional, Previo y Avanzado, respectivamente.

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En general la zona de influencia de daños, se genera en el entorno inmediato del frente de socavación-hundimiento y depende de la variante del método de hundimiento y además de las características particulares de cada sector productivo, tales como, campo de esfuerzos, altura de columna, litologías, y estructuras presentes3, propiedades físico-mecánicas de las rocas, tipo de fortificación, geometría del frente, galerías y pilares (las últimas referidas a geometría y diseño).

EXTRACCIÓN

SOCAVACIÓN


DESARROLLOS

NIVEL DE HUNDIMIENTO

ZONA DE RELAJACIÓN

Figura 6.3:

ZONA DE TRANSICIÓN

ZONA DE PREMINERÍA

Estados del macizo rocoso generadas durante el avance del frente de socavación.

En la actualidad en mina El Teniente, la explotación se realiza mediante Panel Caving y sus variantes, además de métodos con forzamiento de la columna de mineral, por lo que, a continuación se darán a conocer algunos antecedentes de las distancias permisibles que se manejan para ellos.

Panel Caving Convencional El método de explotación de Hundimiento por Paneles Convencional, ha sido ampliamente difundido en la literatura. En esta variante de explotación, los frentes de socavación y de extracción, prácticamente coinciden en su avance (uno encima del otro) y el nivel de producción está desarrollado y preparado delante del frente de socavación, siendo afectado directamente por la zona de transición. Según la anterior, la secuencia de construcción sería la siguiente: x x x x

3

Desarrollo de galerías en los distintos niveles de socavación y producción Tronadura de zanjas Tronadura de hundimiento (socavación y apertura de batea) Proceso de extracción (producción)

la presencia de estructuras geológicas mayores puede extender la zona de daño

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Plano de Quiebre

Plano de Extracción


Zona de Transición


Zona de Relajación

Zona de Preminería

D1 Figura 6.4:

Esquema de Panel Caving con Hundimiento Convencional

Tabla 6.3 Distancias permisibles para el PCHC

Valor

Distancias Permisibles

Comentarios

- Zona de mayor riesgo. - Evitar la exposición de personal y equipos. - Llevar fortificación definitiva. Nota: La extensión de la zona de transición es función del campo de esfuerzos, la calidad del macizo rocoso y la altura de socavación. D1, Zona de Transición. Desde el Frente de Extracción/Hundimiento hasta la interfaz Transición/Preminería

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60 a 80 m

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Panel Caving con Hundimiento Previo En esta variante de explotación el frente de socavación va adelantado respecto al frente de extracción y preparación. Las labores del nivel de producción se terminan de desarrollar y se abren las bateas, cuando se ubiquen bajo área socavada. La zona de abutment stress (Zona de Transición) se forma delante del frente de socavación.

Plano de Quiebre


D1

D2


D3 Nivel de Producción

Figura 6.5:

Zona de Transición (Abutment Stress)

Esquema de Panel Caving con Hundimiento Previo

En general la variante con Hundimiento Previo, la secuencia de actividades considera realizar primero una socavación a la altura de la galería del Nivel de Hundimiento, para posteriormente bajo esta zona relajada desarrollar el nivel de producción. La secuencia de desarrollo del método es la siguiente: x x x x x

Desarrollo de galerías en el nivel de hundimiento. Proceso de Socavación Desarrollo de galerías en el nivel de producción Apertura de zanjas Proceso de extracción (producción)

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Tabla 6.4 Distancias permisibles para el PCHP

Valor

Distancias Permisibles D1, Frente de Socavación a frente de extracción

40 a 60 m

D2, Zona de Transición. Desde el Frente de Extracción/Hundimiento hasta el interfaz Transición/Preminería

60 a 80 m

D3, Frente de Socavación al límite del interfaz transición/relajación medido en el Nivel de Producción

20 a 25 m

Comentario - Esta distancia define el largo de la Losa - Zona de mayor riesgo. - Evitar la exposición de personal y equipos. - Llevar fortificación definitiva. - Distancia atrás del Frente de Socavación al límite de la preparación del N. Producción.

Nota: la extensión de la zona de transición es función del campo de esfuerzos, desfase de frentes (Extracción / Socavación, D2), calidad del macizo rocoso y altura de socavación.

Panel Caving con Hundimiento Avanzado En esta variante de explotación, el frente de socavación va adelantado, con respecto al frente de extracción, algunas de las labores (calles o galerías zanjas) están desarrolladas por delante del frente de socavación, pero las bateas no se abren hasta que se ubiquen bajo área socavada. La zona de abutment stress (Zona de Transición) se forma delante del frente de socavación, afectando al nivel de producción, pero en menor medida, dada la menor exposición de galerías (menor desarrollo de galerías que en Hundimiento convencional). Su secuencia operacional de explotación está estructurada de la siguiente manera: x x x x x

Desarrollo de galerías en el nivel de Socavación y las calles del nivel de producción. Proceso de socavación (polvorazos de pilares) Desarrollos y preparación de las restantes labores del Nivel de Producción, bajo área socavada Apertura de zanjas Proceso de extracción (producción)

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Plano de Quiebre


D1

D2

Nivel de Socavación Zona de Transición


Figura 6.6:

D3

(Abutment Stress)

Esquema conceptual para el método de explotación de Panel Caving con Hundimiento Avanzado.

Tabla 6.5 Distancias permisibles para el PCHA

Valor

Distancias Permisibles D1– Frente de Socavación a frente de extracción

40 a 60 m

D2– Zona de Transición Desde el Frente de Extracción/Hundimiento hasta la interfaz Transición/Preminería

60 a 80 m

D3– Frente de Socavación al límite del interfaz transición/relajación medido en el Nivel de Producción

20 a 25 m

Comentario - Esta distancia define el largo de la Losa - Zona de mayor riesgo. - Evitar la exposición de personal y equipos. - Llevar fortificación definitiva. - restantes galerías del Nivel de Producción a ser desarrolladas y construidas (zanja).

Nota:-La extensión de la zona de transición es función del campo de esfuerzos, desfase de frentes (Extracción / Socavación, D2), de la calidad del macizo rocoso y altura de socavación.

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ACCESOS Deben considerarse todas las condiciones que podrían ocurrir durante la vida operacional del acceso. Por ejemplo:

x

Al desarrollar el acceso para un nuevo sector productivo se tendrá la condición de preminería (estado tensional in situ, eventualmente afectado por minería en sectores adyacentes).

x

Al iniciar la socavación puede darse una condición de transición en el acceso.

x

Cuando haya progresado suficiente la socavación, se tendrá una condición de relajación en el acceso.

La condición mas favorables desde el punto de vista de esfuerzos es la de relajación, pero no siempre es posible tener esta condición. Según las consideraciones anteriores, podemos indicar referente a los accesos y en función del estado del macizo rocoso, lo siguiente:

x

Relajación (Prioridad N°1): se debe privilegiar emplazar los accesos en un macizo que se encuentre en un estado de relajación.

x

Preminería (Prioridad Nº2): El acceso debe emplazarse fuera del efecto del abutment generado por el frente de explotación y la pared sísmicamente activa, es decir en zona de preminería. Se estima emplazar el acceso sobre los 50m del polígono de explotación (esta distancia estará condicionada por la extensión del abutment stress que a su vez está condicionada por la altura de columna y desfase entre frentes de extracción socavación).

x

Transición (no recomendable): Si no existe posibilidad para emplazar el acceso según los ítems anteriores, ya que necesariamente el acceso o parte de este se encontrará en zona de transición (como los accesos adelantados de un Panel Caving con Hundimiento Avanzado), estos deberán considerar las siguientes guías generales geomecánicos: el acceso debe emplazarse lo más perpendicular a la orientación del frente de explotación, las galerías que se disponen paralelas a la orientación del frente de socavación sufren un mayor daño que aquellas que se encuentran ubicadas perpendiculares, dado esto deben estar completamente construidas y fortificadas antes del paso del frente.

La Figura 6.7, ver a continuación, muestra un análisis retrospectivo (backanalysis) de la evolución de daño en las galerías del nivel de hundimiento (UCL), dispuestas en forma paralela (conexiones) y perpendicular al frente de socavación (Calles).

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División Ventanas

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Frente de Socavación Dirección de Avance

Dirección de Avance Frente de Socavación Frente de Socavación

Frente de Socavación

Vista en Planta Vista en Planta

Acceso

Vista en Plantaen Planta Vista


Acceso

, 100

100

Avance del Frente

V

Esfuerzos Principales Secundarios (Mpa)

Esfuerzos Principales Secundarios (Mpa)

90

Fw

Hw

80 Daño acumulado por efecto del paso del frente de Socavación

70 V

60

Q

P Fw

Hw

P

P Q

50

V Q

V P Fw

Hw P

40

P V

Q

P

Q Fw

Hw

Fw

Hw

Q

30

Q

Q Q

P P

20 10

Avance del Frente

90 80

V

N

S V Q

70

P S

60

Daño acumulado por efecto del paso del frente de Socavación

N P

Q

Q

V

P

P

50

N

S P

V P V

40

Q

Q

V Q

P

Q

30

P

N

S

Q

N

S

Q

N

S

Q P P

Q

P

20 10 0

0 0

20

40

60

80

100

0

Galería Emplazada Perpendicular a la Orientación del Frente de Socavación Figura 6.7:

20

40

60

80

100

Distancia al Frente (m)

Distancia al Frente (m)

Galería Emplazada Paralela a la Orientación del Frente de Socavación

Daño en galerías del nivel de hundimiento dispuestas en forma paralela y perpendicular al socavación (Mina Esmeralda)

frente de

Otras consideraciones:

x

Se debe considerar fortificación especial adicional (es decir colocar una mayor cantidad de pernos, elementos de soporte adicional o incrementar el largo), debido a que los accesos a niveles productivos son galerías estratégicas dentro de un layout minero, estos deben mantenerse estables durante todo el periodo de su vida útil.

x

Emplazar el acceso en sectores que presenten el menor riesgo sísmico, favoreciendo aquellos lugares con menores alturas de columna sólida, privilegiando el desarrollo en Brecha y/o Andesita primaria y evitando contactos litológicos (Diorita – Andesita), entes estructurales mayores (fallas mayores, dique de lamprofido, etc.), singularidades geométricas (como frentes con doble empotramiento o con grandes escalones) y presencia de galerías antiguas.

x

Otra opción distinta a las guías generales señalados anteriormente, dice relación con generar “sombra” al acceso ubicado en zona de transición, es decir socavar un área tal que permita cambiar el estado de transición del macizo rocoso en donde se encuentra emplazado el acceso, a un estado de relajación (condición más benigna).

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CRITERIOS DE SOPORTE El objetivo fundamental del diseño de soporte para excavaciones subterráneas es ayudar al macizo rocoso a auto soportarse, más precisamente, a evitar que este se “desarme” o degrade, reduciendo su capacidad auto soportante original. Las recomendaciones de sistemas de fortificación incluyen dentro de su objetivo, el cumplimiento de 3 funciones principales para REFORZAR EL RETENER Y CONTENER Evento MACIZO ROCOSO LA ROCA FRACTURADA controlar la estabilidad de Sísmico excavaciones subterráneas, estas Cargas del son: reforzar el macizo Macizo Rocoso aumentando la trabazón de los bloques de roca que conforman el macizo rocoso, retener el material Impulso que pudiera caer hacia el interior Sísmico de la excavación (evitando la Contención sobre excavación) y disminuir los Refuerzo Retención desplazamientos de las cajas de la labor (convergencia). Adicionalmente debemos indicar que desde el punto de vista del potencial de estallido de roca, conviene que el sistema de fortificación tenga un comportamiento dúctil y no frágil.

distintas funciones de los elementos de fortificación instalados en el interior de una excavación subterránea afectada por actividad sísmica.

Figura 6.8:

Tabla 6.10 Funcionalidad de los Elementos de Soporte en Roca Primaria

Funciones del Sistema de Soporte

Nivel de solicitación esperado en la galería

Reforzar

Retener

Perno

Malla

Perno

Shotcrete con Fibra

Perno

Malla & Shotcrete

Perno

Malla & Shotcrete con fibra

Perno & Cable

Malla & Shotcrete ó Shotcrete con Fibra

Cable

Cable & Malla

Bajo

Ļ Alto

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Todo diseño racional de un sistema de fortificación debe tomar en cuenta la naturaleza interactiva de los fenómenos Carga-Deformación, tanto del macizo rocoso como del sistema de soporte. Por otra parte el diseñador no debe apoyarse solo en herramientas y soluciones teóricas, sino que debe también usar su criterio y sentido común (Hoek & Brown, 1981; Hoek et al, 1995). El sistema de fortificación debe considerar todas las posibles solicitaciones que pudieran ocurrir durante la vida útil de la labor (cambios en el nivel de esfuerzos asociado a la minería, posibilidad de estallidos de rocas, etc.) Un sistema de fortificación debe incluir, en general y en lo posible, durante su filosofía de diseño, lo siguiente:

Primero, el nivel de seguridad que requiere personal y equipos.

Segundo, que sea efectivo y operacionalmente factible de aplicar.

Tercero, de mínimo costo para el proyecto.

CRITERIOS Y FACTORES DE DISEÑO A continuación se entrega una lista de factores y criterios que influyen, con distinto grado, directamente en la concepción y diseño de la fortificación de excavaciones mineras subterráneas:

a)

Propósito de la Excavación La función u objetivo de la excavación determina en alguna medida el grado de seguridad (aceptabilidad) requerido. Normalmente, excavaciones estratégicas en el proceso productivo son soportadas más robustas (aseguradas) en lo que a fortificación se refiere y exigen un factor de seguridad más alto y menor plausibilidad de falla.

b)

Categoría de Fortificación En algunos casos, tal como ocurre en métodos de explotación mineros, una parte de la fortificación usada en la preparación de las excavaciones subterráneas será “temporal”, mientras que el resto será definitiva o “permanente”. En estos casos, los Ingenieros Geomecánicos deberán complementar tales definiciones y dejarlas explícitamente indicadas en planos e informes para la futura construcción.

c)

Requerimientos de Seguridad En este aspecto, el Ingeniero de Diseño deberá partir considerando como base de sus criterios lo señalado por el Reglamento de Seguridad Minera, Decreto Supremo N°72 de 1985 (Sernageomin, 1998), respecto a la fortificación de excavaciones, en su capítulo sexto, Artículos N°411 a N°419; Latorre, J. & Contreras, H. (1994).

d)

Consideraciones Prácticas Las condiciones operacionales disponibles pueden limitar el uso de ciertos elementos de soporte en la fortificación de excavaciones. Por ejemplo, la instalación de shotcrete en una labor con insuficiente nivel de ventilación; uso de VCR en desarrollos subverticales; etc.

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e)


Geometría y Tamaño de la Excavación Tanto la formación de inestabilidades con control estructural como los niveles de distribución de esfuerzos inducidos dependen de la forma y dimensiones de las excavaciones que interesan, lo que deriva en la selección de ciertos elementos de soporte y su dimensionamiento.

f)

Disponibilidades de Accesos Es básico contar con disponibilidad de accesos para llegar a las excavaciones de interés. Es preciso verificar que todos los equipos requeridos y los elementos de soporte definidos pueden llegar a la frente de trabajo en condición segura.

g)

Técnica de Excavación El método de excavación usado para desarrollar la excavación incide directamente en el daño inducido al macizo rocoso, hecho que deberá ser considerado para el diseño de soporte de la excavación que interesa. Es diferente el resultado geotécnico obtenido si utilizamos la técnica VCR para desarrollar una excavación subvertical en lugar del sistema Raise-Borer (con o sin desquinche). Por otra parte, pernos de fibra de vidrio serán más aceptados para fortificar frontones de Raise-Borer o Blind Hole, dado que con ello se cuidará la vida útil de los cortadores y equipo.

h)

Cercanía con Otras Excavaciones Encontrarse en la vecindad y/o zona de influencia de otras excavaciones (contemporáneas o pre-existentes), puede requerir aumentar la robustez de la fortificación a instalar con el fin de evitar que el daño (sobre excavación) genera la pérdida del pilar. Por ejemplo, un crown-pillar muy delgado entre excavaciones superpuestas o axiales, una caverna de chancado con varias excavaciones que convergen a ella, etc.

i)

Estado Tensional Existente Dato fundamental para estimar los esfuerzos inducidos y los sectores potenciales de falla (zonas con concentración de esfuerzos de corte, tracción y/o compresión) en la periferia de la excavación de interés. Junto con el fracturamiento o calidad geotécnica del macizo rocoso, influye en la definición de las características generales de un sistema de soporte a instalar (Hoek, Kaiser & Bawden, 1995).

j)

Calidad del Macizo Rocoso Junto con el estado tensional in situ e inducido, la calidad geotécnica del macizo rocoso es un dato fundamental para reconocer las necesidades de soporte en las excavaciones subterráneas. Se trata de minimizar la pérdida de propiedades geomecánicas in situ de la roca y evitar que se desarme prematuramente (daño no deseado); el macizo rocoso es el principal elemento de fortificación que debe aprovechar el diseñador, los que corresponden a los diferentes tipos de pilares que se generan a partir de un diseño minero dado (pilar de separación o de corona (crown pillar), pilares tipo costilla (rib pillar), pilares de soporte típicos, pilares barrera, etc). Es común considerar el uso de herramientas empíricas o sistemas de clasificación (Laubscher, 1990; Barton & Grimstad, 1993; Bieniawski, 1989; etc) para definición del sistema de soporte.

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k)


Geología y Estructuras El macizo rocoso está formado por estructuras geológicas y matriz de roca. Las primeras aportan a la formación de bloques, los que pueden ir desde unos pocos centímetros cúbicos a varios metros cúbicos (Hoek et al, 1998). Mayor número de sistemas estructurales y poco espaciados (mayor frecuencia de estructuras) definen un macizo rocoso más fracturado. Por otra parte, en la medida que los bloques o cuñas sean formadas y dispongan de caras libres para su rotación y/o traslación, será necesario instalar sistemas de cables y/o pernos / malla en forma combinada; Brown, E.T. & Brady, B.H.G.; (1985); Franklin, J. y Dusseault, M.; (1991); Hadjigeorgiou, J. (2001); Stillborg, B. (1986).

l)

Condición del Agua Subterránea La calidad de las aguas presentes (química) es un factor que define los elementos de fortificación, aditivos y las características de la secuencia constructiva a utilizar. Aguas con ph ácido producen corrosión prematura a los elementos de soporte y alteran las características mecánicas del acero. Paralelamente, se reduce la vida útil y la calidad del servicio estructural de ellos; Habib, P. (1989). En otros casos se debe analizar la potencial presión de poros que se podría generar en el entorno de la excavación y, por lo tanto, en el sistema de soporte instalado; esto último podría sugerir la definición de drenes que ayuden a minimizar este factor de esfuerzo intersticial cuando se use shotcrete.

m)

Tasa de Fortificación Requerida Normalmente, los rendimientos alcanzados en el desarrollo de excavaciones se asocian directamente con los tipos de elementos y sistemas de fortificación que se instalan. En general, con algunas excepciones, el avance o desarrollo de las excavaciones será más rápido en la medida que se instale menos fortificación durante el ciclo operativo y exista una mejor calidad geotécnica del macizo rocoso en la frente; en obras e infraestructura permanente pueden predominar otros criterios y aspectos de diseño.

n)

Tiempo Requerido para Funcionamiento del Soporte En general, la instalación del soporte exige que los elementos de fortificación y tipos de anclajes logren sus propiedades de diseño en el más breve plazo, en especial las lechadas, resinas y/o mortero proyectado; lo mismo en hormigones para muros, brocales y/o carpetas de rodados. Normalmente las construcciones tienen restricciones de tiempo y los diseñadores suelen cambiar algunos elementos para ganar tiempo. Es importante que el personal de control de calidad (I.T.O.) verifique que no se “apuró” el diseño y que este se encuentra de acuerdo a planos. En ocasiones será necesario usar elementos que permitan cumplir con plazos sacrificando este factor.

o)

Experiencia Adquirida Clasificada como información estratégica para diseño, en especial en aquellos casos donde se esperan condiciones geológicas, geotécnicas y geomecánicas similares a sectores ya explotados. La experiencia suele ser un dato fundamental para calibrar y validar resultados de diseños obtenidos mediante el uso de herramientas analíticas y/o de análisis numérico.

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Los sistemas de clasificación de macizos rocosos (por ejemplo: Laubscher (1990, 2000), Bieniawski (1989), Barton et al (1993), entre otros) son un ejemplo clásico del uso de información empírica para estimar requerimientos de soporte en excavaciones subterráneas tanto mineras como de obras civiles.

p)

Costos Asociados Los diseños de fortificación deben ser técnica y económicamente factibles de instalar. No debemos perder de vista los recursos económicos disponibles y que hacen que el proyecto sea rentable. Al mismo tiempo, el diseñador no debe, y no puede, transar seguridad por economía en este aspecto. Poner en riesgo la seguridad del personal y condición de los equipos corresponde a una situación no permitida en proyectos minero-metalúrgicos.

q)

Disponibilidad En principio, el diseñador no debe perder de vista el stock de elementos de soporte disponible en la faena y que son factibles de adquirir en el mercado nacional. Luego de una justificación fundamentada técnicamente, puede requerir incorporar nuevos (innovar) elementos de soporte a la mina. En ocasiones, el diseñador del soporte deberá limitarse a las condiciones geográficas de la faena minera.

Actualmente, en los proyectos mineros subterráneos es más común innovar en los sistemas de soporte (combinación de elementos de fortificación convencionales) que incorporar nuevos elementos al sistema; estos últimos llevan, inherentemente, a mayores gastos en entrenamiento, adquisición y expertizaje constructivo. Pese a esto último, proponer cambios y/o ajustes a la fortificación debe ser una opción a la innovación tecnológica, siempre y cuando se hayan realizado los estudios y pruebas que lo justifiquen técnica y económicamente. Para la etapa de ingeniería de perfil, la fortificación puede ser determinada mediante índices de calidad del macizo rocoso y otros parámetros como el esfuerzo máximo en el contorno de la excavación y la resistencia en compresión no confinada de la roca intacta, en este sentido, se muestra a continuación (ver tablas 6.11 a 6.13) la fortificación instalada en los proyectos Esmeralda, Reservas Norte y Diablo Regimiento, mostrando su evolución desde la etapa de ingeniería básica hasta la instalada finalmente en terreno. Por el lado empírico, nos referiremos a la metodología propuesta por Barton, que es función del QBarton .

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INDICE DE CALIDAD Q, DE CALIDAD GEOTÉCNICA DEL MACIZO ROCOSO Sobre la base de la evaluación de un gran número de casos históricos de excavaciones subterráneas, Barton et al. (1974) perteneciente al Instituto Geotécnico de Noruega, propuso un índice de calidad de la roca en túneles (Q) para la determinación de las características del macizo rocoso y los requerimientos de fortificación para túneles. El valor numérico de este índice de calidad de la roca varía de 0.001 a 1,000 en una escala logarítmica y está definido por la siguiente expresión:

Q

Donde: RQD Jn Jr Ja Jw SRF

RQD J r J w u Jn J a SRF

: Índice de fracturación (Rock Quality Designation) : Índice de diasclasamiento. : Índice de rugosidad de la discontinuidad. : Índice de alteración de la discontinuidad. : Factor de reducción por la presencia de agua en la discontinuidad. : Factor de reducción de esfuerzos.

El significado de los parámetros usados para determinar el valor de Q se comenta a continuación:

x

El primer cuociente (RQD / Jn) representa la estructura del macizo rocoso, por lo que corresponde a una medida grosera del tamaño del bloque o partícula.

x

El segundo cuociente (Jr / Ja) representa las características de rugosidad y fricción entre las paredes de las discontinuidades o materiales de relleno.

x

El tercer cuociente (Jw / SRF) consiste de dos parámetros de esfuerzos. El SRF es una medida de: 1) pérdida de carga en el caso de una excavación a través de zonas de cizalle y la presencia de arcillas en la roca, 2) esfuerzos en la roca, 3) cargas que producen fracturamiento intenso en rocas plásticas poco competentes. El parámetro Jw es una medida de la presión de agua, que tiene un efecto adverso en la resistencia al corte de las estructuras, debido a la reducción del esfuerzo normal efectivo. En cierta forma este cuociente (Jw / SRF) define los “esfuerzos activos”.

La Tabla 1 del Anexo A, entrega la clasificación de los parámetros usados para obtener en Índice de Calidad Tunelera Q para el macizo rocoso. En relación al valor del índice Q para la estabilidad y requerimientos de soporte de excavaciones subterráneas, Barton et al. (1974) definieron un parámetro adicional el cual fue llamado Dimensión Equivalente, De, de la excavación. Esta dimensión es obtenida dividiendo el tramo sin fortificación (span), diámetro o altura de la pared de la excavación por una cantidad denominada Razón de Soporte de la Excavación, ESR. Luego,

De

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Tramo sin soporte (span), diámetro o altura de la Excavación (m) Razón de Soporte de la Excavación ESR


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El valor de ESR está relacionado para el uso intencional del grado de seguridad que es demandado por el sistema de soporte instalado para mantener la estabilidad de la excavación. Barton et al. (1974) sugieren los siguientes valores, ver Tabla 2 del Anexo A. La dimensión equivalente, De, ploteada versus el valor de Q, es usada para definir una categoría de soporte requerido a través de unas cartas publicadas en el trabajo original de Barton et al. (1974). Estas cartas han sido actualizadas por Grimstad y Barton (1993) donde se observa el incremento del uso de shotcrete reforzado con fibras de acero en los sistemas de soporte de excavaciones subterráneas. En Figura 6.21, ver a continuación, se presentan éstas cartas actualizadas.

G

F

E

EXCEPCIONALMENTE

EXTREMADAMENTE

MUY

MALA

MALA

MALA

D

C

MALA

B

MEDIA

A

MUY

BUENA

BUENA

EXTREM.

EXCEP.

BUENA

BUENA

100

50

os pern ntre ete e o t ien tc r ciam con sho 1.3 Espa

2.3 m 2.1 m

10

1.5 m m

7

1.2 m

1.0 m

20

(9)

(8)

(7)

(6)

(5)

(4)

CCA

RRS

S(fr)

S(fr)

S(fr)

B+(S)

(1)

sb

B

4.0 m

10 m

m

3.0 m

40

mm

m 90

m

m

m m

2.0 m

m

50

0 15

m m

0 25

12 0

5

5

(2)

(3)

1.5 m

2

1.3 m

p Es

a

to en mi a i c

tre en

rno pe

n se

áre

as

si n

o tc sh

e ret

3

2.4

1.5

1.0 m

1 0.001

0.01

0.04

0.1

0.4

1

10

4

CALIDAD DEL MACIZO ROCOSO Q = RQD Jn

X

Jr Ja

40 X

100

400

1000

Jw SRF

CATEGORÍAS DE FORTIFICACIÓN

1 2 3 4 5

Sin Fortificación Pernos Puntuales, sb Pernos Sistemáticos, B Pernos Sistemáticos con Shotcrete, 40 - 100 mm, B+S S(fr) + RRS + B

6 7 8 9

Shotcrete con Fibras, 90 - 120 mm y Pernos, S(fr) + B Shotcrete con Fibras, 120 150 120 mm y Pernos, S(fr) + B Shotcrete con Fibras, > 150 mm con Pernos y Marcos Reforzados con Shotcrete Revestimiento de Hormigón, CCA

Shotcrete con Fibras, 50 - 90 mm y Pernos, S(fr) + B

Figura 6.9:

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Categorías de Soporte basadas en el Índice de Calidad Tunelera Q (después de Grimstad y Barton, 1993)


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LONGITUD DE PERNOS (m) PARA ESR = 1

20 2.5 m

eas en ár

ESR

TRAMO SIN FORTIFICACIÓN O ALTURA (m)

CLASES DE ROCA



TABLA 6.11 Sector

Nivel

Nivel Hundimiento

Labor

Ingeniería Básica

Calles

Perno rosca con planchuela y tuerca Malla bizcocho 10006 galvanizada

1999

Año 2000 - 2002 2003-2004

Shotcrete en estructuras y áreas con daños.

-----

Accesos

-----

Perno - Malla - Shotcrete

Calles

Perno rosca con planchuela y tuerca, Malla bizcocho 10006 galvanizada, Shotcrete (10cm)


-----

Perno - Malla

Cables de acero Los piques de vaciado lechados a columna ubicados fuera de la zona Cables de acero lechados a columna completa y blindaje parte superior completa, de relajación, deben (punto de vaciado) e inferior (tronco de pique). eventualmente anillos considerar blindaje a de acero. pique completo.

Piques de vaciado Nivel Producción

Galería Zanja

Perno rosca con planchuela y tuerca, Malla bizcocho 10006 galvanizada, Shotcrete (10cm) excepto zona batea.

Perno - Malla

Intersección Calle/Zanja

Cables largos lechados a columna completa

Cables acero con planchuela

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Observación

Perno - Malla

Conexiones

Esmeralda

2005


División Salvador

- 41 -

División Ventanas

División Andina

Shotcrete en galerías zanjas adelantadas.



Sector

Nivel

TABLA 6.11 (continuación) Año Ingeniería Básica 1999 2000 - 2002 2003-2004

Labor

Zunchos confinamiento

Pilares

Zunchos de de Zunchos de confinamiento y confinamiento Cables de acero con planchuela

Nivel Producción

Esmeralda

Nivel Acarreo

Cables de acero y planchuela

Cables Birdcage.

Galerías y XC's

Perno - Malla - Shotcrete y cables en XC's

Galerías

Casa Matriz

Perno - Malla - Shotcrete y cables en frontón de la chimenea


División Salvador

- 42 -

El zuncho de confinamiento fue reemplazado paulatinamente por cables de acero, dado los problemas operacionales (golpes de los equipos en las cajas, cortando y soltando zunchos).

Los puntos de extracción que llevaban sólo cables, presentaron una baja Marcos de acero vida útil, a causa del y cables de acero. escurrimiento de mineral, por lo que se cambio a marcos de acero.

Perno rosca con planchuela y tuerca, Malla bizcocho 10006 galvanizada, Shotcrete (10cm) SNV

Observación

Cables de acero (Ext Hw).

Marcos de acero hormigonados. En la visera cables de acero 4 Marcos de Marcos de acero y cables de acero. lechados a columna acero y cables de acero completa. (Birdcage).

Puntos de Extracción

2005


División Ventanas

División Andina




Plano IM8-8829-1

Figura 6.10:

Diseños típicos de la fortificación en calles y conexiones para el nivel de hundimiento, la cual consiste en Perno-Malla, según plano IM8-8829-1

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División Salvador

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División Ventanas

División Andina




C L

PERNO-MALLA-SHOTCRETE

IM4-18313-0

IM4-8239-0

Figura 6.11:

Diseños típicos de la fortificación en calles y zanjas para el nivel de producción, la cual consiste en Perno-Malla- shotcrete, según plano IM4-18313-0 para las calles e IM4-8239-0 para zanjas.

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División Salvador

- 44 -

División Ventanas

División Andina




TABLA 6.12 Sector

Nivel

Labor

Calles

Nivel Hundimiento

Conexiones

Accesos

Reservas Norte

Calles

Piques de vaciado Nivel Producción

Galería zanja


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Ingeniería Básica

Perno rosca con planchuela y tuerca - Malla bizcocho 10006 galvanizada

Año 1999

2003-2004

2005

Observación

Perno - Malla Shotcrete en estructuras principales y áreas con daños. -----

Perno rosca con planchuela y tuerca - Malla bizcocho 10006 galvanizada y shotcrete. Perno rosca con planchuela y tuerca, Malla bizcocho 10006 galvanizada, Shotcrete (10cm)

Perno - Malla



Cables de acero y blindaje de acero. Perno rosca con planchuela y tuerca, Malla bizcocho 10006 galvanizada. Perno rosca con planchuela y tuerca, Malla bizcocho 10006 galvanizada. Cables de acero tipo 3 (planchuela - barril cuña).


2000 - 2002

Cables de acero y blindaje de acero. Shotcrete en accesos Perno - Malla galería zanjas y zanjas Shotcrete adelantadas.

Perno - Malla

Perno – Malla – Shotcrete y Cables

División Salvador

- 45 -

División Ventanas

División Andina




TABLA 6.12 (continuación) Sector

Nivel

Ingeniería Básica

Labor

Año 1999

Pilares

Zunchos de confinamiento en Cables. pilares.


4 marcos metálicos tipo M1, cables tipo4 en viseras.

2000 - 2002

2003-2004

Nivel Acarreo

Galerías y Loop's

SNV

Galerías

Casa Matriz

Perno rosca con planchuela y tuerca, Malla bizcocho 10006 galvanizada, Shotcrete (10cm) y cables de acero. Perno rosca con planchuela y tuerca, Malla bizcocho 10006 galvanizada, Shotcrete (10cm) y cables de acero en frontón chimenea.


Cables - Muros

Marcos metálicos y cables de acero.

Perno - Malla - Shotcrete y cables de acero.

Perno - Malla - Se aumento la densidad Shotcrete y cables de cables sistemáticos en acero. Loop's.

Perno - Malla - Shotcrete y cables de acero en frontón chimenea.

División Salvador

- 46 -

División Ventanas

División Andina

Observación

Cables en hundimiento avanzado y previo. Muros en hundimiento avanzado al límite. 4 marcos metálicos tipo M1, hormigonados, cables tipo4 en viseras.

Nivel Hundimiento

Reservas Norte

2005



Plano IM9-10319-1

Plano IM9-10319-1

Figura 6.12:


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División Salvador

- 47 -

División Ventanas

División Andina




IM9-10454-1

Figura 6.13:


IM9-10454-1

Diseños típicos de la fortificación en calles y zanjas para el nivel de producción, la cual consiste en Perno-Malla- shotcrete, según plano IM9-10454-1.

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División Salvador

- 48 -

División Ventanas

División Andina




TABLA 6.13 Sector

Nivel

Labor Calles

Nivel Hundimiento Conexiones

Accesos

Calles

Diablo Regmiento

Nivel Producción


Perno rosca con planchuela y tuerca, Malla bizcocho 10006 galvanizada. Cables dobles de acero (planchuela - barril cuña).

Pilares

Cables de acero

Cables de acero.


2005

Observación

Perno - Malla

Perno rosca con planchuela y tuerca - Malla bizcocho 10006 galvanizada y shotcrete. Perno rosca con planchuela y tuerca, Malla bizcocho 10006 galvanizada, Shotcrete (10cm) Perno rosca con planchuela y tuerca, Malla bizcocho 10006 galvanizada.

Casa Matriz

2003 - 2004

Perno rosca con planchuela y tuerca - Malla bizcocho 10006 galvanizada

Galería zanja


Año

Ingeniería Basica



Perno - Malla


Dado el nivel de sobre excavación que presentan las zanjas se define aplicar shotcrete.

Perno – Malla - Shotcrete y Cables

Cables de acero

Marcos de acero hormigonados y cables de acero en visera.

División Salvador

- 49 -

División Ventanas

División Andina


Se cambio el soporte en los Puntos de Extracción de cables de acero a marcos de acero y cables, dado que se cambio el método de explotación de Hundimiento avanzado a hundimiento avanzado al límite.


(Plano IM9-16228-4)

Figura 6.14:


Casa Matriz


División Salvador

- 50 -

División Ventanas

División Andina





(plano IM0-13478-2) (plano IM0-13478-2)

Figura 6.15:

Diseño original de fortificación para calles (Perno-Malla- shotcrete) y zanjas (Perno – Malla), no obstante dada la sobreexcavación existente en las zanjas, se ha decidido aplicar shotcrete.

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División Salvador

- 51 -

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PIQUES DE TRASPASO El comportamiento de los piques de traspaso en macizos rocoso primarios, se puede estimar a partir de los esfuerzos y estructuras a los que estará sometido durante su construcción y operación, por lo cuál es de suma importancia definir el momento en que se excava y posteriormente cuando se inicia su producción. Existen diversos ejemplos en el sector Ten 4 Sur, donde se han desarrollado sistemas de traspaso en la vecindad de piques colapsados, cabe destacar que estos nuevos piques se encuentran en zona relajada, debido a lo anterior, su operación a sido normal, sin generar sobre excavaciones, es decir, el único factor que se modificó fue el estado tensional al que se encuentra sometido, ya que el ambiente geológico estructural es el mismo que en el pique colapsado con anterioridad. Se han realizado análisis de formación de bloques críticos para asociar la ubicación de los daños a la caída de bloques formados por estructuras geológicas, esta información permite definir la forma típica que adquirirá el pique, dado que normalmente el inicio de los daños se genera en la activación de las estructuras. Para este análisis se requiere una detallada información geológica estructural por cada sistema de traspaso, es decir se deben considerar mapeos de galerías verticales, lo cuál no siempre es posible. Ante la imposibilidad de excavar y en especial operar piques de traspaso en zonas donde la relación V1/Vc > 0.3 (S1 es el esfuerzo principal mayor en el contorno del pique), se recomienda incluir sistemas de soporte de alta resistencia, los cuales pueden absorber las solicitaciones del macizo rocoso y contener las zonas plásticas. El daño de los piques de producción en métodos de explotación por Panel Caving con frentes de hundimiento activos y amplios, los cuales generan altos esfuerzos inducidos, es de gran importancia para el proceso minero, destacando las decisiones de Cuando y Donde serán excavados, en relación al frente de hundimiento, es decir, en que ambiente de esfuerzos se desarrollan y en que momento inician su producción con relación al frente de hundimiento, dado el cambio del ambiente de esfuerzos que este ultimo genera. En particular el daño se podría explicar por el fracturamiento del macizo rocoso que se genera en el contorno de los piques, producto del estado tensional y el posterior efecto de erosión e impacto en las paredes del pique a causa del traspaso de mineral, lo cual implica que todo el material fallado en el contorno del pique se desprenda y caiga, iniciando de esta forma un proceso que lo lleva l colapso, ver Figura 6.23 de la página siguiente. Desde el punto de vista del soporte este debe ser de una alta capacidad de resistencia, siendo capaz de absorber las deformaciones y mantener las zonas plásticas del macizo rocoso en su lugar. Esta función la cumplen los anillos de acero (espesor 1”), embebidos en hormigón, los cuales, según modelos numéricos, no experimentan deformaciones, lo cuál es ratificado por antecedentes de terreno.

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Según lo antes expuesto, es recomendable para los piques de traspaso lo siguiente:

Privilegiar el desarrollo y operación de los sistemas de traspaso en condiciones de relajación (atrás del frente de hundimiento).

Aquellos sistemas de traspaso que sea necesario desarrollar y operar delante del frente de hundimiento, deben ser reforzados en el brocal y blindados en la parte ubicada bajo el nivel de producción con blindaje de acero anti-abrasivo.

La operación del pique debe ser en lo posible a pique “lleno”, con el fin de evitar impactos mayores en las paredes de este.

Esfuerzos

Figura 6.16:

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Esfuerzos

fracturamiento del macizo rocoso que se genera en el contorno de los piques, producto del estado tensional y el posterior efecto de erosión e impacto en las paredes del pique a causa del traspaso de mineral.


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ESTRATEGIA DE SOCAVACIÓN La experiencia en mina El Teniente, tiene relación con la socavación plana, no obstante se debe destacar la fuerte tendencia mundial que hoy existe, en relación a socavar por el método de crinkle-cut, este concentra los esfuerzos sobre el área socavada, mejorando la estabilidad (por su forma en dientes de serrucho), requiriendo menos perforación, carguío de tronadura y extracción de esponjamiento, Dicha técnica de socavación a dado buenos resultados en Palabora y Northpark, ver figura 6.17.

5m

16 m

14 m

Drawbell

Major Apex

14 m

30 m

Respecto a la socavación plana, Figura 6.17: Esquema de socavación por crinkle-cut. podemos indicar que es en la práctica, un factor de segundo orden, para la propagación del caving, no obstante, si se usa una altura de socavación demasiado baja podrían ocurrir problemas tales como generación de puntos de apoyo, pilares remanentes o compactación del material quebrado que se traducen en dificultades para la propagación del caving. Por lo tanto, se recomienda evaluar la altura de socavación mínima necesaria, HMIN como:

H MIN

max ^h1 , h2 , h3 , h4 `

Donde:

H1 :

es la altura de socavación requerida para evitar el “efecto grieta”, la cual puede estimarse en función de la extensión máxima que alcanzará la socavación (distancia entre los frentes de socavación y de extracción).

H2 :

es la altura de socavación requerida para minimizar la resistencia del macizo rocoso, la cual puede estimarse en función del tamaño 85% en la curva de fragmentación.

H3 :

es la altura de socavación requerida para reducir a un mínimo razonable la ocurrencia de puntos de apoyo en el nivel de hundimiento, la cuál puede estimarse en función del tamaño 85% en la curva de fragmentación.

H4 :

es la altura de socavación requerida para sobrepasar el peak de zona de acumulación de saca, la cuál puede estimarse en la forma indicada por Pasten & Cuevas (1999), quienes señalan que el cálculo de altura de socavación debe considerar, la altura de saca acumulada sobre el apex, con un ángulo de escurrimiento de 60°, más, una altura adicional del orden de 1,17 veces dicha altura en roca secundaria y 2,4 veces en roca primaria para permitir el flujo expedito de mineral quebrado hacia los puntos de extracción.

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Finalmente podemos señalar que desde un punto de vista puramente operacional, un incremento en la altura de socavación se traduce en un incremento del volumen quebrado disponible en el corto plazo, lo que puede traducirse en ventajas operacionales. Sin embargo, esto no significa que al aumentar la altura de socavación de forma desproporcionada se logre facilitar el proceso de inicio de caving.

60°

60° Longitud de Diseño APEX

Figura 6.1 :

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esquema de altura de socavación requerida para sobrepasar el peak de zona de acumulación de saca, según Pasten & Cuevas (1999).


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Altura de Socavación

Altura Acumulación Material Quebrado

Altura Adicional


7.


CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES En el informe se presentan una serie de guías geotécnicas para la etapa de ingeniería de perfil de un proyecto minero, dichas guías tiene relación con los siguientes puntos:

Estrategia de Minería

Inicio de Caving



Diseño Minero



Accesos.

Fortificación.

Piques de Traspaso.


Por otro lado se recomienda tener muy presente que estas guías geotécnicas son aplicables única y exclusivamente al caso del Nuevo Nivel Mina (NNM) de División El Teniente, y no necesariamente son extrapolables a otros proyectos mineros.

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8.


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