UNIVERSIDAD DE SANTIAGO DE CHILE FACULTAD DE INGENIERIA DEPERTAMENTO DE INGENIERIA EN MINAS
METODOLOGÍA DE DISEÑO DE PUNTOS DE EXTRACCIÓN PARA MÉTODO DE PANEL CAVING EN SECTORES EMPLAZADOS EN ROCA PRIMARIA, MINA EL TENIENTE.
Trabajo de Titulación presentado en conformidad a los requisitos para obtener el Título de Ingeniero Civil en Minas.
Profesor Guía: Sr. Eduardo Contreras. Tutor División El Teniente: Sr. Patricio Cavieres.
RODOLFO EDUARDO ALVAREZ GONZALEZ 2009
2.8 SITUACIÓN ACTUAL............................................................................................................18 2.8.1
Sectores Productivos...............................................................................................18 2.8.1.1 Sectores productivos en operación...........................................................20 2.8.1.2 Sectores productivos futuros.....................................................................22
2.8.2 Principales Instalaciones.........................................................................................23 2.9 GEOTECNIA..........................................................................................................................24 2.9.1 Clasificación geotécnica del macizo rocoso............................................................25 2.9.2 Propiedades físicas de las rocas.............................................................................29 CAPÍTULO 3 MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN EN ROCA PRIMARIA. ............................................................32 3.1 INTRODUCCIÓN...................................................................................................................32 3.2 PANEL CAVING. ...................................................................................................................32 3.3 PANEL CAVING CON HUNDIMIENTO CONVENCIONAL...................................................36 3.3.1 Panel Caving Convencional – Estado Tensional. ................................................... 37 3.4 PANEL CAVING CON HUNDIMIENTO PREVIO..................................................................38 3.4.1 Panel Caving con Hundimiento Previo – Estado Tensional....................................38 3.5 PANEL CAVING CON HUNDIMIENTO AVANZADO............................................................39 3.5.1 Panel Caving con Hundimiento Avanzado – Estado Tensional..............................40 3.6 PANEL CAVING CON HUNDIMIENTO AVANZADO AL LÍMITE. ........................................41 3.6.1 Panel Caving con Hundimiento Avanzado Al Límite – Estado Tensional...............42 CAPÍTULO 4 BASE CONCEPTUAL REFERENTE A PUNTOS DE EXTRACCIÓN........................................45 4.1 INTRODUCCIÓN...................................................................................................................45 4.2 IMPORTANCIA DE LOS PUNTOS DE EXTRACCIÓN.........................................................46 4.3 FASES DE DISEÑO DE UN PUNTO DE EXTRACCIÓN. ....................................................48 4.4 ZONAS QUE CONFORMAN UN PUNTO DE EXTRACCIÓN. .............................................49 4.5 ESQUEMA GENERAL DE UN PUNTO DE EXTRACCIÓN..................................................51 4.6 GEOMETRÍA DE LA VISERA DE ROCA..............................................................................53 4.7 DESGASTE DE LA VISERA DE ROCA................................................................................62 4.8 MECANISMOS DE DAÑO DE LOS PUNTOS DE EXTRACCIÓN. ......................................64 4.8.1 Definiciones. ............................................................................................................64
4.8.2
Conceptualización de los daños en los puntos de extracción.................................64 4.8.2.1 Daño producido por la redistribución de esfuerzos...................................64 4.8.2.2 Daño producido por el control estructural. ................................................ 66 4.8.2.3 Daño producido por la presencia de agua................................................68 4.8.2.4 4.8.2.5 4.8.2.6 4.8.2.7
Daño producido por la granulometría del mineral.....................................69 Daño producido por la tronadura de batea. ..............................................70 Daño producido por el escurrimiento de mineral. .....................................71 Daño producido por la geometría de la batea...........................................74
CAPÍTULO 5 FORTIFICACIÓN Y OBRAS CIVÍLES EN PUNTOS DE EXTRACCIÓN. ..................................76 5.1 INTRODUCCIÓN...................................................................................................................76 5.2 CABLES VISERA. .................................................................................................................77 5.2.1 5.2.2 5.2.3
Propiedades de los cables de acero. ...................................................................... 77 Diseños de cables visera.........................................................................................78 Tipos de cables de acero. ....................................................................................... 81
5.3 TIPOS DE OBRAS CIVILES. ................................................................................................82 5.3.1 Marcos de acero hormigonados..............................................................................83 5.3.1.1. Materiales..................................................................................................89 5.3.2 Bóvedas de hormigón armado. ...............................................................................95 5.3.2.1 Materiales..................................................................................................98 5.3.2.2 Armaduras.................................................................................................99 5.4 COMPARACIÓN DE TIPOS DE OBRAS CIVILES EN PUNTOS DE EXTRACCIÓN. .......101 CAPÍTULO 6 METODOLOGÍA DE CÁLCULO DE LA CARGA DEBIDO AL PESO DE LA ROCA..............102 6.1 INTRODUCCIÓN.................................................................................................................102 6.2 CLASIFICACIÓN DE LA CARGA DE ROCA DE TERZAGHI.............................................103 6.3 METODOLOGÍA PARA EL CÁLCULO DE CARGAS. ........................................................107 6.3.1 Información de entrada..........................................................................................108 6.3.1.1 Geometría de la galería zanja.................................................................108 6.3.1.2 Información geológica. ............................................................................108
6.3.2
Resolución del problema.......................................................................................108
6.3.3
6.3.2.1 Teoría de Terzaghi..................................................................................109 Información de salida. ...........................................................................................110 6.3.3.1 Memoria de cálculos. ..............................................................................110
6.4 EJEMPLO DE CÁLCULO DE CARGAS..............................................................................111 CAPÍTULO 7 METODOLOGÍA DE DISEÑO DE LA OBRA CIVIL. ................................................................112 7.1 INTRODUCCIÓN.................................................................................................................112 7.1.1 Costo. ....................................................................................................................112 7.1.2 Plazo......................................................................................................................112 7.1.3 Dimensiones..........................................................................................................113 7.1.4 7.1.5 7.1.6
Vida útil..................................................................................................................113 Seguridad estructural. ...........................................................................................113 Materiales. .............................................................................................................113
7.1.7 Mantenibilidad........................................................................................................113 7.2 ETAPAS DE DISEÑO DE LA OBRA CIVIL.........................................................................115 7.2.1 Información de entrada..........................................................................................116 7.2.1.1 Definición de la carga debido al peso de la roca. ................................... 116 7.2.1.2 Sector de emplazamiento. ......................................................................116 7.2.1.3 Geometría de la galería zanja.................................................................117 7.2.1.4 Criterios de diseño. .................................................................................117 7.2.1.5 Presupuesto. ...........................................................................................117 7.2.2
7.2.3
Resolución del problema.......................................................................................118 7.2.2.1 Estructuración. ........................................................................................118 7.2.2.2 Estudio de cargas....................................................................................118 7.2.2.3 Modelo (computacional)..........................................................................124 7.2.2.3 Análisis del modelo. ................................................................................129 7.2.2.4 Verificación de la resistencia...................................................................131 Información de salida. ...........................................................................................132 7.2.3.1 Memoria de cálculo. ................................................................................132 7.2.3.2 Planos de diseño de los componentes. .................................................. 133
CAPITULO 8 METOTODOLOGÍA DE CONSTRUCCIÓN DE PUNTOS DE EXTRACCIÓN. ........................134 8.1 INTRODUCCIÓN.................................................................................................................134 8.2 GENERALIDADES EN LA CONSTRUCCIÓN DE PUNTOS DE EXTRACCIÓN. .............. 134 8.2.1 8.2.2
Definiciones. .......................................................................................................... 134 Equipos y personal a utilizar..................................................................................137 8.2.2.1 Equipos. ..................................................................................................137 8.2.2.2 Personal. .................................................................................................137 8.2.3 Consideraciones preliminares. ..............................................................................138 8.3 SECUENCIA OPERACIONAL DE CONSTRUCCIÓN DE PUNTOS DE EXTRACIÓN......139 8.3.1 Actividades coincidentes para ambos diseños de obra civil. ................................ 140 8.3.1.1 Trabajos preliminares de topografía. ......................................................140 8.3.1.2 Perforación de cables visera y pernos de anclaje. ................................. 140 8.3.1.3 Limpieza de piso. .................................................................................... 141 8.3.1.4 Emplantillado de piso. .............................................................................143 8.3.2
Actividades de la construcción de marcos de acero hormigonados. ....................143 8.3.2.1 Montaje de marcos..................................................................................144 8.3.2.2 Moldaje de muros....................................................................................147 8.3.2.3 Hormigonado de muros...........................................................................148 8.3.2.4 Descimbre de muros...............................................................................149 8.3.2.5 Moldaje de corona...................................................................................149 8.3.2.6 Hormigonado de corona..........................................................................151 8.3.2.7 Descimbre de corona. .............................................................................151
8.3.3
Actividades propias de la construcción de bóvedas de hormigón. .......................151 8.3.3.1 Armadura de zapata................................................................................152 8.3.3.2 Moldaje y hormigonado de zapata..........................................................153 8.3.3.3 Armadura de bóveda...............................................................................154 8.3.3.4 Lechado de pernos de anclaje de bóveda..............................................155 8.3.3.5 Moldaje y hormigonado de muros...........................................................156 8.3.3.6 Moldaje y hormigonado de corona..........................................................157 8.3.3.7 Descimbre de bóveda. ............................................................................157
8.4 CONTROL OPERACIONAL DE RIESGOS ASOCIADOS A LA CONSTRUCCIÓN...........158
CAPITULO 9 CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES. ...........................................................................160 9.1 CONCLUSIONES................................................................................................................160 9.2 RECOMENDACIONES........................................................................................................165 CAPÍTULO 10 REFERENCIAS ......................................................................................................................... 167
ANEXO A: MEMORIA DE CÁLCULO, DISEÑO ESTRUCTURAL.
CAPÍTULO 1: GENERALIDADES. 1.1
INTRODUCCIÓN.
Una de las construcciones más relevantes del nivel de producción en minas subterráneas son los puntos de extracción, debido principalmente a su importancia estratégica. La importancia de los puntos de extracción radica en el hecho que permiten extraer el mineral, de manera que la columna de mineral continúe descendiendo y generando la propagación del hundimiento en altura. De modo que si el punto de extracción no cumple con su tarea, puede afectar a los sectores aledaños, tanto del punto de vista de la continuidad del proceso productivo y el impacto económico que esto trae, como en probables inestabilidades geomecánicas, es por esta razón que se hace imprescindible que los puntos de extracción alcancen, con las menores reparaciones posibles, la vida útil para la cual fueron diseñados. [9] En la actualidad el diseño de puntos de extracción de la Mina El Teniente se lleva a cabo a través de distintas fases, en la cual se hacen participe varios entes, algunos de ellos pertenecientes a diferentes organizaciones, las que aportan con su trabajo y experiencia a este proceso, dando soluciones a las problemáticas propias del tema en cuestión. En la Mina El Teniente cada sector productivo posee varias situaciones particulares, que ameritan una solución ad-hoc al problema, por ende, se cuenta con más de un diseño de puntos de extracción típico, los cuales han sido obtenidos a través de años de experiencia y trabajo en este ámbito desde que los primeros puntos de extracción entraron en operación en el año 1982, con el inicio de la explotación de la roca primaria en el actual sector Ten – 4 Sur, esto ha sido potenciado gracias a las herramientas computacionales que en la actualidad se encuentran disponibles, como por ejemplo los software de análisis estructural que han acelerado los procesos de diseño. Finalmente y por lo antes señalado, se hace necesario consolidar la experiencia y conocimiento generado a través de una Metodología de Diseño de Puntos de Extracción, que tenga como objetivo integrar todos los ámbitos involucrados y sirva de guía a profesionales que requieran visualizar y analizar el tema en forma integral con la finalidad de mejorar el proceso e introducir innovaciones en el futuro.
1
1.2
OBJETIVOS.
1.2.1
Objetivo general.
Consolidar y documentar la metodología para el diseño de puntos de extracción del nivel de producción en el método de explotación Panel Caving, en sectores emplazados en roca primaria, basado en lo que actualmente se realiza en la Mina El Teniente. 1.2.2 •
Objetivos específicos.
Documentar los diferentes diseños de obras civiles empleados actualmente en la zona de emplazamiento de puntos de extracción en la Mina El Teniente.
•
Consolidar y documentar la metodología del cálculo de cargas actuantes sobre los puntos de extracción de la Mina El Teniente.
•
Consolidar y documentar la metodología de diseño de las obras civiles empleadas en la zona de emplazamiento de puntos de extracción en la Mina El Teniente.
•
Consolidar y documentar la metodología constructiva de los puntos de extracción de la Mina El Teniente.
1.3
IMPORTANCIA DEL ESTUDIO.
El diseño de puntos de extracción conlleva una serie de fases, tales como: el cálculo de cargas, el diseño de la fortificación, el diseño de las obras civiles y la construcción. El presente estudio nace por la necesidad de la Superintendencia de Geomecánica de CODELCO – CHILE, División El Teniente, de consolidar y documentar la metodología involucrada en cada una de las fases necesarias en el diseño de puntos de extracción, señalando los principales parámetros a considerar, su metodología de análisis y el resultado obtenido. Esto con la finalidad de tener una visión integrada de la metodología de diseño de los puntos de extracción del nivel de producción para el método de panel caving, en sectores emplazados en roca primaria.
2
1.4
ALCANCES Y LIMITACIONES DEL ESTUDIO.
1.4.1
Alcances.
En cuanto a los alcances del estudio estos se mencionan a continuación: •
Consolidar y documentar la actual metodología de diseño de puntos de extracción del nivel de producción para la Mina El Teniente, esto considera las etapas de cálculo de cargas, el diseño de las obras civiles involucradas y la construcción de los puntos de extracción.
•
Esta metodología esta orientada al método de explotación Panel Caving con sus variantes hundimiento convencional, hundimiento previo, hundimiento avanzado y hundimiento avanzado al límite.
•
El estudio considera solamente la explotación realizada en roca primaria, por lo cual, los sectores documentados se emplazan en este tipo de macizo rocoso.
1.4.2
Limitaciones.
•
El trabajo se enmarca sólo en aspectos técnicos, no abordándose temas económicos asociados.
•
El estudio no considera las etapas de diseño de la galería zanja en la cual se emplazan los puntos de extracción, esto se refiere a las secciones libres y la distancia visera del punto de extracción.
•
El estudio no contempla el diseño de la fortificación (perno – malla – shotcrete) de la galería de emplazamiento de los puntos de extracción.
•
El estudio no considera el diseño del layout del nivel de producción, es decir, no contempla la distancia entre puntos de extracción.
3
1.5
METODOLOGÍA DE TRABAJO.
Las etapas necesarias para cumplir con los objetivos se detallan a continuación: •
Recopilación de información: Reunir información existente con respecto al tema de diseño de puntos de extracción; tales como, trabajos de título, informes técnicos, planos de construcción, procedimientos y entrevistas con expertos en el tema.
•
Visita a terreno: Visitar los sectores productivos emplazados en roca primaria de la Mina El Teniente, a objeto de tomar conocimiento de los diseños existentes, métodos de construcción y daños observados en puntos de extracción. Esta fase del estudio será realizada con la compañía permanente de un profesional de la División El Teniente debido a los riesgos existentes en terreno.
•
Pasantía 1: Esta pasantía será con profesionales del Área de Geomecánica, a objeto de tomar conocimiento de los métodos de cálculo de cargas actuantes sobre los puntos de extracción.
•
Pasantía 2: Esta pasantía será con profesionales del Área de Diseño Civil, a objeto de tomar conocimiento de la metodología de diseño de las obras civiles utilizadas en los puntos de extracción de la Mina El Teniente.
•
Consolidación: Procesar la información recopilada sobre el diseño de puntos de extracción empleado en la Mina El Teniente, a fin de documentarla en una metodología integrada.
4
CAPITULO 8 METOTODOLOGÍA DE CONSTRUCCIÓN DE PUNTOS DE EXTRACCIÓN. ........................134 8.1 INTRODUCCIÓN.................................................................................................................134 8.2 GENERALIDADES EN LA CONSTRUCCIÓN DE PUNTOS DE EXTRACCIÓN. .............. 134 8.2.1 8.2.2
Definiciones. .......................................................................................................... 134 Equipos y personal a utilizar..................................................................................137 8.2.2.1 Equipos. ..................................................................................................137 8.2.2.2 Personal. .................................................................................................137 8.2.3 Consideraciones preliminares. ..............................................................................138 8.3 SECUENCIA OPERACIONAL DE CONSTRUCCIÓN DE PUNTOS DE EXTRACIÓN......139 8.3.1 Actividades coincidentes para ambos diseños de obra civil. ................................ 140 8.3.1.1 Trabajos preliminares de topografía. ......................................................140 8.3.1.2 Perforación de cables visera y pernos de anclaje. ................................. 140 8.3.1.3 Limpieza de piso. .................................................................................... 141 8.3.1.4 Emplantillado de piso. .............................................................................143 8.3.2
Actividades de la construcción de marcos de acero hormigonados. ....................143 8.3.2.1 Montaje de marcos..................................................................................144 8.3.2.2 Moldaje de muros....................................................................................147 8.3.2.3 Hormigonado de muros...........................................................................148 8.3.2.4 Descimbre de muros...............................................................................149 8.3.2.5 Moldaje de corona...................................................................................149 8.3.2.6 Hormigonado de corona..........................................................................151 8.3.2.7 Descimbre de corona. .............................................................................151
8.3.3
Actividades propias de la construcción de bóvedas de hormigón. .......................151 8.3.3.1 Armadura de zapata................................................................................152 8.3.3.2 Moldaje y hormigonado de zapata..........................................................153 8.3.3.3 Armadura de bóveda...............................................................................154 8.3.3.4 Lechado de pernos de anclaje de bóveda..............................................155 8.3.3.5 Moldaje y hormigonado de muros...........................................................156 8.3.3.6 Moldaje y hormigonado de corona..........................................................157 8.3.3.7 Descimbre de bóveda. ............................................................................157
8.4 CONTROL OPERACIONAL DE RIESGOS ASOCIADOS A LA CONSTRUCCIÓN...........158
CAPÍTULO 2: TENIENTE. 2.1
ANTECEDENTES
GENERALES
MINA
EL
INTRODUCCION.
La Mina El Teniente, corresponde a una de las cinco divisiones de la Corporación Nacional del Cobre (CODELCO – CHILE). Se encuentra ubicada en la Cordillera de los Andes, en la Sexta Región del Libertador General Don Bernardo O´Higgins, en la comuna de Machalí. Su extensión de más de 2.400 kilómetros de galerías subterráneas, la ha convertido en la mina subterránea más grande del mundo. Desde las primeras explotaciones a nivel industrial en 1905, la Mina El Teniente ha sido una fuente de desarrollo y prosperidad para el Estado y en particular para la comunidad de la provincia del Cachapoal. División El Teniente, es uno de los complejos minero metalúrgicos de la Corporación Nacional del Cobre de Chile (CODELCO) y considera entre sus activos principales la Mina subterránea El Teniente y sus respectivas instalaciones productivas y la infraestructura necesaria para la concentración y fundición de minerales de cobre y molibdeno, los cuales comercializa. Actualmente División El Teniente ha finalizando la consolidación del Plan 131 kt/d y se encuentra en desarrollo el estudio de prefactibilidad para materializar la fase de optimización, donde se aprovechen oportunidades de crecimiento marginales esperándose alcanzar a partir del año 2012 las 137 kt/d. [1]
2.2
ANTECEDENTES HISTÓRICOS. [3]
Este yacimiento de cobre fue descubierto por un oficial español fugitivo en los años 1800, siendo los primeros registros de explotación en el año 1819, iniciándose desde ese año la explotación del yacimiento en forma más o menos continua. El mineral de mayor ley era escogido a mano y transportado en animales. La zona más importante de explotación estaba en un sector denominado Fortuna.
5
Posteriormente, alrededor del año 1900, agotándose las reservas de mineral de alta ley para continuar la producción, los propietarios contrataron los servicios del Ingeniero de Minas italiano Marco Chiapponi, quien inspeccionó el yacimiento y recomendó la instalación de una planta concentradora. Debido a la falta de recursos de los propietarios, se buscó financiamiento en Europa, sin ningún éxito. En el año 1904 se interesaron en el yacimiento los empresarios norteamericanos William Braden y E.W. Nash, quienes fundan la compañía “Braden Copper Company”, la primera compañía propietaria de la Mina El Teniente. Las primeras inversiones contemplaron, la construcción de un camino para carretas y una planta concentradora de minerales. Entre los años 1906 y 1911 se construyó el ferrocarril entre Rancagua y el campamento minero de Sewell. Durante ese período de tiempo, los concentrados de cobre eran enviados en carretas al pueblo de Graneros. En 1908 el “Grupo Guggenhein” tomó el control de la propiedad y aumentó la capacidad de la planta concentradora. En 1915 la “Kennecott Copper Corporation” adquirió los derechos de la compañía, donde por ese entonces, el concentrador de Sewell llegó a procesar hasta 36 mil toneladas diarias de mineral proveniente de la mina. En Abril del año1967, el estado de Chile adquiere “Kennecott Copper Corporation” el 51% de la propiedad del yacimiento, constituyéndose la “Sociedad Minera El Teniente”. Bajo este convenio, a contar del año 1970 se materializó una gran expansión de la mina en conjunto con la construcción de una nueva planta concentradora en Colón aumentando la producción total a 63.000 toneladas de mineral por día. Según una Reforma Constitucional, el 11 de Julio de 1971 la Mina El Teniente pasa a ser propiedad del estado de Chile y finalmente el año 1976, se forma la “Corporación Nacional del Cobre” (CODELCO), de la cual forma parte la División El Teniente.
2.3
UBICACION Y CLIMA. [7]
La Mina El Teniente geográficamente se encuentra ubicada a 34°05' de latitud Sur y a 70°21' de longitud Oeste, a una altitud media de 2100 m.s.n.m. Regionalmente este centro minero está a 47 km. en al este de la ciudad de Rancagua en la Sexta Región del Libertador General Don Bernardo O’Higgins Riquelme y a 72 Km. al Sur de Santiago de Chile. El acceso hasta la mina se realiza por la carretera El Cobre “Presidente Eduardo Frei Montalva”, que une Rancagua con las instalaciones pertenecientes a la División El Teniente ubicadas en Colón Alto (43 km.). Desde Colón Alto se ingresa al interior de la mina, por un túnel de 8 km. de largo a través de un ferrocarril eléctrico que comunica Colón Alto con el nivel Teniente-8 (el más 6
profundo de la mina); o bien por superficie a través de caminos que conducen a los distintos sectores de la mina entrando por los diferentes Adits habilitados. (Figura 2 – 1).
Figura 2 – 1: Plano de instalaciones en División El Teniente – Codelco Chile. [3]
Existe además, un desvío desde la carretera El Cobre que permite el acceso a la fundición de Caletones y un camino que une Caletones con el ex-campamento minero de Sewell, el cual fue declarado monumento nacional en el año 1998 y propuesto como patrimonio de la humanidad en el año 2006. El clima al cual pertenece la Ciudad de Rancagua, es Mediterráneo Cálido con Lluvias Invernales, las que se concentran entre los meses de Mayo y Agosto. La temperatura media es de 14,7 ºC y el nivel de precipitaciones es de 563 mm anuales. En la región cordillerana en cambio, donde se ubica el yacimiento de El Teniente, el clima se denomina Frío de Montaña, el cual se advierte entre los 600 m.s.n.m. y los 4.000 m.s.n.m. en la Cordillera de los Andes. En él la temperatura desciende hasta los 0 ºC en invierno, mientras que las precipitaciones, las cuales pasan de ser líquidas a ser sólidas, aumentan de 700 mm a 1.500 mm anuales.
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A continuación se presenta un mapa con la ubicación de la Mina El Teniente ( Figura 2 – 2).
MINA EL TENIENTE
Figura 2 – 2: Mapa de ubicación del yacimiento El Teniente. Fuente: http://maps.google.cl/maps
8
2.4
TIPO DE YACIMIENTO. [7]
El yacimiento del El Teniente es un pórfido cuprífero, con subproducto de molibdeno, que tiene una forma textural diseminada, es decir, el mineral se distribuye en forma más o menos uniforme en un gran cuerpo de roca. El yacimiento está conformado por un cuerpo central estéril, de geometría similar a un cilindro en posición vertical, denominado Pipa, con 1 Km. a 1,2 Km. de diámetro, rodeado de mineralización en una extensión radial variable entre 400 m y 800 m. •
Área Mineralizada: 2.000.000 m 2.
•
Extensión Vertical: 1.800 m desde superficie.
•
Cubierta Estéril: 50 m a 150 m de espesor.
Este es un yacimiento desarrollado por intrusivos calcoalcalinos en rocas volcánicas terciarias, asignadas a la Formación Farellones. Dada su forma aproximadamente vertical y su enterramiento, además de consideraciones climáticas, se explota en forma subterránea. Los minerales económicos presentes son predominantemente sulfuros, razón por la cual se utiliza el proceso metalúrgico de Flotación.
2.5
GEOLOGIA Y GÉNESIS DEL YACIMIENTO.
2.5.1
Geología local. [3]
El yacimiento de El Teniente junto con el pórfido de Río Blanco – Los Bronces, el cual está situado a unos 100 Km al Norte, pertenece a la Faja Andina del plioceno y constituyen un cluster cronológico y espacial. La excepcional magnitud de este depósito porfírico lo ubica en la categoría de “Mega-Depósito” lo que contrasta con la falta de otros yacimientos porfíricos significativos de similar edad en los Andes Meridionales. En este tipo de yacimiento se distinguen verticalmente tres zonas típicas de mineralización bien definidas, las cuales:
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diferentes grados de biotización que obliteran, en forma macroscópica, las características texturales originales. En la siguiente Figura 2 – 3 se presenta una vista en planta del modelo litológico del yacimiento El Teniente a la cota 2210 m.s.n.m.
Figura 2 – 3 Modelo litológico yacimiento El Teniente, cota 2210 m.s.n.m. Fuente: Superintendencia de Geología.
2.5.2.2 Unidades de pórfidos félsicos. •
Pórfido Dacítico: Corresponde a un Stock orientado Norte-Sur y manteo subvertical a través de 1500 m de longitud, se ubica al Norte del depósito con una potencia que varía entre 50 m en superficie y 300 m en el nivel Teniente 8. Hacia el Sur se encuentra interrumpido por la denominada Brecha Braden que lo intruye incorporando gran cantidad de fragmentos de esta unidad. Se ha datado entre 4,6 Ma a 4,7 Ma.
11
•
Tonalita: Se presenta como cuerpo principal en la mitad Sureste del yacimiento y se le conoce con el nombre de Diorita Sewell, comprometiendo a los sectores Teniente 4 Sur y la porción Sur de la Mina Esmeralda. Fue datada entre 7,1 Ma a 7,4 Ma.
•
Pórfido Diorítico: Hacia la parte central y Norte, sectores Esmeralda y Reservas Norte, ocurren una serie de Stocks y Diques menores alineados en una dirección N30°W, que presentan una gran extensión en la vertical. Es habitual que en el contacto con el Complejo Máfico El Teniente (ex andesita) se generen brechas hidrotermales y/o brechas ígneas.
•
Pórfido Andesítico: Se ubica en el socavón de acceso del nivel Teniente Sub-6. Posee una textura porfídica gruesa. Se encuentra en contacto con un Pórfido Diorítico, generando abundantes brechas ígneas y de anhidrita en su periferia.
•
Pórfidos Latíticos: Ocurren normalmente como filones de poca potencia (2 m a 6 m) conformando cuerpos de cierta magnitud en profundidad, en la parte Sur del depósito, específicamente en el sector Regimiento, donde el espesor llega a 15 m presenta textura porfídica con 60% de fenocristales de plagioclasa y biotita, anfíbola alterada y ojos de cuarzo en una masa fundamental de cuarzo y feldespato. Se han datado latitas entre 4,8 Ma. A 5,3 Ma. Se destaca un cuerpo en la parte Noroeste, adosado a la Brecha Braden que se desarrolla a partir del nivel Teniente 6 y que en profundidad alcanza un diámetro mayor a 100 m. Constituye una unidad estéril, ya que su ley media es inferior a 0,2% de Cu.
2.5.2.3 Unidades de brechas. •
Brechas Ígneas: Se ubican preferentemente en el contacto entre el Complejo Máfico El Teniente (ex andesita) y los distintos pórfidos que la intruyen desarrollando potencias desde algunos centímetros a decenas de metros. Habitualmente se presentan como fragmentos de rocas máficas en una matriz de tonalita o pórfido diorítico.
•
Brechas de Biotita: Se encuentran asociadas a alteración biotítica tardimagmática. Se ubica en la Tonalita Sewell hacia la coordenada 100 Sur, donde la biotita está como un
12
cemento con cristalización euhedral tipo pegmatita, en asociación con feldespato potásico y actinolita. •
Brechas Hidrotermales de Anhidrita y Turmalina: Se desarrollan preferentemente en los contactos de los pórfidos que instruyen al Complejo Máfico El Teniente, incorporando fragmentos de máfico y de pórfido. Se han subdividido según su cemento en Brecha Hidrotermal de Anhidrita o Brecha Hidrotermal de Turmalina. Es habitual que presenten leyes de cobre más altas que su entorno.
•
Complejo de Brechas Braden: Tiene la forma de un cono invertido con un diámetro de 1200 m en superficie y una continuidad reconocida en profundidad de 1800 m (Campos 2006). La brecha se constituye de fragmentos subredondeados polimícticos en una matriz de polvo de roca y cemento de sericita con cantidades menores de turmalina, calcita y sulfuros (pirita). Existen en su interior una diversidad de unidades definidas por variaciones en el tamaño, selección y abundancia relativa de los clastos y por el contenido de turmalina en el cemento.
2.5.3
Estructuras. [6]
El yacimiento El Teniente se encuentra emplazado en una compleja zona distrital de fallas de rumbo. Esta zona de cizalle, es definida por dos sistemas de fallas conjugados con rumbos N60ºE y N50ºW y manteos subverticales respectivamente. Ambos sistemas están constituidos por fallas de rumbo, por lo tanto, el último movimiento relativo de la falla ocurrió principalmente paralelo al rumbo de ella. A escala mina, estos sistemas son caracterizados por zonas con espesores entre 20 m y 400 m respectivamente. El fallamiento de rumbo presenta varias subdivisiones y trazos irregulares, con arreglo de estas estructuras en zonas particulares, identificadas por nombres locales como Fallas Riedel y Fallas Noroeste.
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Ambos sistemas de falla, según datos de terreno, estuvieron activos antes, durante y después de la formación del yacimiento y antes de que el emplazamiento de la Chimenea Braden fuera definido, en gran medida por la presencia previa de ellos. Con el emplazamiento de los cuerpos intrusivos y de la Chimenea Braden, se originó un fracturamiento sucesivo que afectó tanto a la chimenea como a las rocas encajadoras preexistentes. Este fracturamiento corresponde al tipo Stockwork y aloja gran parte de la mineralización, alcanzando una frecuencia máxima de 40 vetillas por metro lineal en las cercanías de los intrusivos. Principalmente las estructuras corresponden a: Vetillas y Fallas, dentro de las cuales (dependiendo de su génesis) se distinguen tres tipos de vetillas: las Tardimagmáticas (TM), las Hidrotermales Principales (HP), las Hidrotermales Tardías (HT) y las Póstumas. •
Vetillas Tardimagmáticas (TM): Mineralógicamente están formadas por cuarzo y una sutura central de calcopirita y/o molibdenita, no presenta halo de alteración. El desarrollo de estas vetillas está asociado con la consolidación de la diorita y la dacita.
•
Vetillas Hidrotermales Principales (HP): Están formadas por calcopirita o por la asociación mineralógica: calcopirita, pirita, anhidrita, molibdenita y cuarzo. Presentan un halo cuarzo–sericítica. Este segundo tipo de vetillas está relacionado a la reacción de los fluidos tardimagmáticos con aguas meteóricas.
•
Vetillas Hidrotermales Tardías (HT): Están formadas por anhidrita, calcopirita, turmalina, bornita, carbonatos, molibdenita con un halo de alteración cuarzo–sericítica. Las vetillas HT han sido formadas por fluidos hidrotermales generados por el emplazamiento de la Brecha Marginal.
•
Vetillas Póstumas: Asociadas a la consolidación de la Brecha Braden, están formadas por pirita, calcopirita, molibdenita, blenda, galena, tenantita, sericita, calcita, yeso, cuarzo, siderita, anklerita, baritina, anhidrita, turmalina. Las vetillas póstumas se asocian a fluidos hidrotermales relacionados con el emplazamiento de la Brecha Braden y se observan preferencialmente en el último cuerpo.
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2.6
ALTERACIÓN Y MINERALIZACIÓN. [3]
El yacimiento El Teniente se formó principalmente en una sucesión de cuatro etapas hipógenas de alteración y mineralización, posteriormente a todo este sistema, se superpone una etapa Supérgena. •
Etapa Tardimagmática: Esta etapa se relaciona a las últimas fases de consolidación de la Diorita Sewell y del Pórfido Teniente. La mineralización asociada a esta etapa ocurre en vetillas y en forma diseminada con una marcada zonación en torno al pórfido dacítico, con un núcleo rico en bornita, una zona intermedia con predominio de calcopirita y una zona periférica con pirita. La alteración Potásica se produce en el núcleo del pórfido al rededor de la chimenea Braden y consiste en que los minerales ferromagnesianos de la Andesita se convirtieron en biotita, formando una masa negra de finos cristales que se denomina Andesita Biotizada y además se produce en forma masiva piritización y silicificación en intrusivos. De manera aproximadamente sincrónica y en directo contacto con la alteración potásica se genera una extensa aureola externa, producto de la alteración propilítica, cuya paragénesis incluye minerales de menor temperatura como clorita, epidota, etc.; además incluye abundante Anhidrita en las fracturas y pirita como único sulfuro.
•
Etapa Hidrotermal Principal: Esta etapa se superpone a la etapa Tardimagmática y se caracteriza por la asociación de cuarzo, sericita, clorita y anhidrita. Los principales sulfuros asociados a esta etapa son la calcopirita y pirita; los que se encuentran en forma diseminada en los halos y formando parte del relleno de las vetillas. La alteración desarrollada en esta etapa es cuarzo-sericítica que se forma por interacción de celdas convectivas de aguas meteóricas con soluciones procedentes de cuerpos intrusivos en proceso de cristalización. En los pórfidos cupríferos se estima que este evento hidrotermal puede haber removido parte de la mineralización depositada en la etapa inicial. En el caso de la Mina El Teniente esta zona tiene escaso desarrollo, ya que este yacimiento está constituido por rocas
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volcánicas andesíticas, que son rocas reactivas que tienden a neutralizar la acidez de las soluciones hidrotermales. El pórfido dacítico presenta una alteración cuarzo-sericita moderada a débil, en tanto que la diorita tiene una alteración cuarzo-sericita moderada a fuerte, que aumenta hacia niveles superiores. •
Etapa Hidrotermal Tardía: Esta etapa es singenética y familiar a la Brecha Marginal, se presenta como un anillo concéntrico de un ancho entre 100 y 200 m. Se caracteriza por vetas y vetillas con relleno de anhidrita, cuarzo, turmalina, clorita, calcita, siderita y yeso. La mineralización sulfurada de esta etapa consiste en calcopirita, bornita, pirita y tenantitatetrahedrita. En esta etapa se desarrolla una zona de alteración fílica, con poca intensidad, que afecta a los clastos de la brecha marginal y a vetillas. La mineralización de molibdeno ocurre como molibdenita, principalmente en vetillas, durante las tres etapas hipógenas ya descritas, aunque en mayor proporción está asociada a la primera de ellas.
•
Etapa Póstuma: Es la última etapa hipógena y está relacionada a la consolidación de la chimenea de brecha, originándose la Brecha Braden o Pipa. En esta etapa se desarrolla principalmente una alteración sericítica – calcita restringida a la brecha marginal, en vetillas y afectando también a la matriz y los clastos de la brecha.
•
Etapa Supérgena: Finalmente se desarrolla la etapa Supérgena producto de la erosión e infiltración de agua que generó un escurrimiento de aguas subterráneas oxigenadas en forma descendente generándose de arriba hacia las zonas de lixiviación, oxidación de los sulfuros y enriquecimiento secundario. El flujo fue controlado por la permeabilidad relativa de las rocas presentes y en este sentido la Chimenea Braden, a causa de su menor fracturamiento y en menor medida el Pórfido Teniente, actuaron como barreras naturales dando como resultado una Cuenca Secundaria, la que alcanza una profundidad entre 100 m y 600 m, con un nivel de enriquecimiento secundario entre 100 m y 500 m de espesor, cuyo mineral característico es la calcosina. En menor proporción aparecen covelina, cobre nativo y cuprita.
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2.7
MENA PRIMARIA Y SECUNDARIA. [7]
2.7.1
Mena Primaria.
La mineralización que hoy se conoce se originó por la depositación de metales a partir de soluciones calientes (hidrotermales), conteniendo Cobre, Molibdeno, Hierro, Azufre y otros elementos en los poros y fracturas de las rocas. Este proceso denominado primario, es por el hecho que las soluciones tienen su origen profundo (hipógeno) y es el que forma el yacimiento; ocurre con profundidad entre 1 Km. a 5 Km. en condiciones de altas presiones confinantes y altas temperaturas entre 250 ºC a 500 ºC, siendo también responsable de la alteración de la roca. Se verifica un descenso de la presión y temperatura a medida que evoluciona el yacimiento. La alteración y mineralización primaria de las rocas, en general produce una cristalización de estos, con la adición de sulfuros y anhidratos. La Anhidrita (sulfato de calcio anhidro) está presente hasta en un 5% a 10% del volumen, rellenando poros y fracturas. De esta manera, la roca queda totalmente sellada y el resultado es un macizo duro, cohesivo y de baja permeabilidad, constituyendo un material difícil de extraer y de ley más baja que el secundario. En consecuencia los minerales formados bajo estas condiciones son de origen primario. Sin embargo la evolución geológica no concluye con las últimas etapas descritas, puesto que se desarrollan a bajas temperaturas. Uno de estos es el efecto que tiene el agua que se infiltra por los poros o estructuras de las rocas, generando cambios importantes en cuanto a textura y mineralogía de ella. En general estos procesos oxidan y/o disuelven a los minerales primarios contenidos en las rocas. Esto produce, en consecuencia, un aumento de la porosidad y una transformación de sus minerales, estos últimos en general más blandos. De esta manera se ha transformado la mena Primaria en mena Secundaria. La mena secundaria presenta huecos, es más blanda y en general sus minerales aportan mayor cantidad de elementos metálicos de interés económico (ley) produciendo una ventaja comparativa para los procesos de extracción.
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2.7.2
Mena Secundaria.
Es el último proceso activo hasta hoy, que consiste en la filtración de aguas superficiales en el macizo rocoso, las cuales debido a su carácter oxidante provoca los siguientes efectos. •
Oxidación: Sulfuros (Pirita, Calcopirita, otros.)
•
Disolución: Anhidrita, Cobre en sulfuros.
La anhidrita disuelta sale fuera del sistema y pasa a integrar las sales del agua fluvial, dejando la roca porosa y reblandecida. El cobre viaja en soluciones ácidas hacia abajo y se deposita cuando encuentra condiciones favorables, constituyendo la zona de mena secundaria o enriquecimiento secundario. De esta manera, tenemos que la mena secundaria es un material poroso, relativamente blando y con un contenido de cobre más alto que el original (primario), constituyéndose en un mineral de bajo costo de extracción y alta ley. El mineral secundario se presenta a mayor profundidad en la parte Norte de la mina, ya que el flujo de agua siguió la pendiente hacia la Quebrada Teniente (al noroeste) dando una vuelta alrededor de la Chimenea Braden (impermeable). Su parte más profunda alcanza el nivel Teniente Sub-6. Del yacimiento El Teniente se extrajo prácticamente toda la mena secundaria de altas leyes en el pasado, quedando en la actualidad solo algunos sectores menores con dicha mena (ej. Sector Isla LHD). En consecuencia el desarrollo presente y futuro de la Mina El Teniente será solo en mena Primaria. Esta última presenta mores leyes y mayor dureza de la roca, por lo tanto, mayor complejidad a la extracción.
2.8
SITUACIÓN ACTUAL. [1]
2.8.1
Sectores Productivos.
Los sectores productivos actuales (Figura 2 – 4), son explotados por métodos de hundimiento siendo el sistema de explotación el Panel Caving con sus distintas variantes, dependiendo del 18
cemento con cristalización euhedral tipo pegmatita, en asociación con feldespato potásico y actinolita. •
Brechas Hidrotermales de Anhidrita y Turmalina: Se desarrollan preferentemente en los contactos de los pórfidos que instruyen al Complejo Máfico El Teniente, incorporando fragmentos de máfico y de pórfido. Se han subdividido según su cemento en Brecha Hidrotermal de Anhidrita o Brecha Hidrotermal de Turmalina. Es habitual que presenten leyes de cobre más altas que su entorno.
•
Complejo de Brechas Braden: Tiene la forma de un cono invertido con un diámetro de 1200 m en superficie y una continuidad reconocida en profundidad de 1800 m (Campos 2006). La brecha se constituye de fragmentos subredondeados polimícticos en una matriz de polvo de roca y cemento de sericita con cantidades menores de turmalina, calcita y sulfuros (pirita). Existen en su interior una diversidad de unidades definidas por variaciones en el tamaño, selección y abundancia relativa de los clastos y por el contenido de turmalina en el cemento.
2.5.3
Estructuras. [6]
El yacimiento El Teniente se encuentra emplazado en una compleja zona distrital de fallas de rumbo. Esta zona de cizalle, es definida por dos sistemas de fallas conjugados con rumbos N60ºE y N50ºW y manteos subverticales respectivamente. Ambos sistemas están constituidos por fallas de rumbo, por lo tanto, el último movimiento relativo de la falla ocurrió principalmente paralelo al rumbo de ella. A escala mina, estos sistemas son caracterizados por zonas con espesores entre 20 m y 400 m respectivamente. El fallamiento de rumbo presenta varias subdivisiones y trazos irregulares, con arreglo de estas estructuras en zonas particulares, identificadas por nombres locales como Fallas Riedel y Fallas Noroeste.
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sector, el manejo de material se realiza por medio de operaciones mecanizadas con LHDs, el traspaso es gravitacional, el chancado se realiza interior mina, salvo en aquellos sectores cuya cota sea menor a la cota del Chancador Primario emplazado en el nivel Teniente Sub-6, cabe mencionar que el Sector Diabla Regimiento posee chancadores de Mandíbulas de 10.000 TPD. y el transporte es mediante correas y ferrocarriles que alimentan las plantas de chancadomolienda en Sewell y chancado-molienda-flotación en Colón. Las reservas en mineral secundario se encuentran prácticamente agotadas, por lo que la producción proyectada a futuro se encuentra principalmente en roca primaria. Sur Andes Pipa
Figura 2 – 4: Sectores Productivos Mina El Teniente. [1]
Actualmente la División El Teniente ha finalizando la consolidación del Plan 131 kt/d y se encuentra desarrollando el estudio a nivel de prefactibilidad para materializar la fase de optimización, donde se aprovechen oportunidades de crecimiento marginales esperándose alcanzar una producción a partir del año 2012 de 137 kt/d.
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A continuación se muestra el horizonte productivo de cada sector, correspondiente a un horizonte de 25 años definido para Plan de Negocios y Desarrollo del año 2009 de la División El Teniente.
Figura 2 – 5: Horizonte productivo de cada sector. [1]
Los principales sectores productivos explotados en la actualidad por la Mina El Teniente, en sus diferentes niveles, corresponden a: 2.8.1.1 Sectores productivos en operación. •
Teniente 4 Sur: Las reservas extraíbles equivalen a 33,6 Mt con una ley media de 0,85% de CuT y 0,012% de molibdeno. El año 2009 alcanza una producción de 30.327 t/d descendiendo hasta 3.500 t/d el año 2014 (año de cierre). Respecto al aporte según planta de tratamiento, en 2009 y 2010 entregará mineral a Sewell y posteriormente el año 2014 entregará mineral a Colón. El método de explotación empleado es Panel Caving Convencional en el área tradicional y subsectores, donde el manejo de materiales se realiza con equipos LHD de 7 yd 3.
•
Esmeralda: Las reservas extraíbles corresponden a 284 Mt con una ley Media de 0,94% CuT y 0,021% de molibdeno, alcanzando su régimen entre los años 2014 y 2025 con una producción de 45.000 t/d, posteriormente su ritmo comienza a decrecer llegando el año 2028 con 7.000 t/d (año de cierre). El método de explotación es Panel Caving con variantes de hundimiento avanzado, convencional y forzamiento. El mineral es extraído desde las zanjas por palas LHD de 7 yd 3. 20
•
Reservas Norte: Se encuentra en etapa de crecimiento, las reservas extraíbles corresponden a 136 Mt con una ley media de 1,09% CuT y 0,023% de molibdeno. Para el año 2014 se espera al régimen de 36.000 t/d. Posteriormente el ritmo decrece hasta agotar las reservas en el año 2021 con 16.000 t/d. La explotación se realiza por el método Panel Caving con Hundimiento Avanzado y la operación se realiza con palas LHD de 7 yd 3.
•
Diablo Regimiento: Sus reservas extraíbles corresponden a 115 Mt con una ley media de 0,86% CuT y 0,030% de molibdeno. Alcanzará su régimen entre los años 2013 y 2017 con 30.000 t/d. Posteriormente el ritmo decrece hasta agotar las reservas del sector en el año 2022 con 7.500 t/d. El método de explotación es un Panel Caving, por medio de la variante Hundimiento Avanzado por Calles hacia el Este y Oeste, y por medio de la variante Hundimiento Convencional con Forzamiento hacia la zona Sur y Noroeste del área actualmente abierta, El manejo de materiales se realiza por la operación de equipos LHD de 13 yd 3.
•
Pipa Norte: Sus reservas extraíbles corresponden 12 Mt con una ley media de 0,94% de CuT y 0,017% de molibdeno, se planifica que su producción finalice el año 2012 con 3.000 t/d. El método de explotación es el Panel Caving con Hundimiento Avanzado al Límite, donde operan equipos LHD semiautomáticos de 13 yd 3.
•
Puente: En este sector se está desarrollando un proyecto llamado Extensión Puente, este sector se agotará el año 2009 y la extensión seguirá aportando producción hasta el cierre de Sewell el año 2010. Las reservas extraíbles del sector corresponden a 2,37 Mt, con una ley media de 0,75% CuT y de 0,002% de molibdeno. Su método de explotación es Panel Caving Convencional y la extracción se realiza por medio de palas LHD de 7 yd 3.
•
Quebrada Pacifico: Sus reservas extraíbles corresponden a 0,95 Mt, con una ley media de 0,83% CuT y 0,009% de molibdeno. El horizonte productivo finaliza el año 2009 con un aporte promedio anual de 2.644 t/d, este sector explota roca secundaria con método de explotación block caving mecanizado con palas LHD de 3,5 yd 3.
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•
Isla LHD: Este sector había finalizado su explotación pero aprovechando la coyuntura de precios y la necesidad de abastecer Sewell se han reabierto algunos puntos de extracción, que todavía siguen aportando ley cercana a 1%.
2.8.1.2 Sectores productivos futuros. •
Pilar Norte: Actualmente se encuentra en la etapa de desarrollo y construcción, Ingeniería de Detalles. Sus reservas extraíbles corresponden a 32 Mt, con una ley media de 1,33% CuT y 0,032% de molibdeno. El proyecto comenzaría su producción el año 2010 con 2.249 t/d, alcanzando su régimen entre los años 2013 a 2015 con 17.000 t/d. Posteriormente la producción desciende paulatinamente hasta terminar el año 2016 con 12.000 t/d. La explotación de Pilar Norte, desde el punto de vista de las condiciones geotécnicas, es factible de realizarse bajo un método de explotación de bloques con hundimiento avanzado, realizando previamente el preacondicionamiento hidráulico del macizo rocoso, el proyecto dispone de equipos LHD 7 yd 3 en el nivel de producción.
•
Sur Andes Pipa: Actualmente se encuentra en la etapa de desarrollo y construcción, Ingeniería de Detalles. Sus reservas extraíbles corresponden a 5,09 Mt con una ley media de 1,27% CuT y 0,015% de molibdeno. Para el año 2009 se espera una producción de 249 t/d, alcanzando su máximo de 6.000 t/d en el año 2011, posteriormente el ritmo decrece hasta agotar las reservas en el año 2012 con 3.946 t/d. El método definido para el sector es el Panel Caving con Hundimiento Convencional con preacondicionamiento del macizo rocoso, en el nivel de producción operarán Palas LHD de 7 yd3.
•
Dacita: Actualmente se encuentra en la Ingeniería de Prefactibilidad, sus reservas extraíbles son 48 Mt, con una ley media de 1,18% CuT y 0,017% de molibdeno. Su producción inicia el año 2014 con 2.000 t/d para alcanzar su régimen entre los años 2018 y 2022 con una producción de 20.000 t/d, hasta agotar sus reservas el 2023. El método de explotación propuesto para el sector Dacita corresponde a un Panel Caving con Hundimiento Avanzado, además se considera una etapa de preacondicionamiento Hidráulico. El manejo de materiales considera la extracción con palas LHD de 7 yd 3.
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•
Pacífico Superior: Actualmente se encuentra en la Ingeniería de Prefactibilidad, sus reservas extraíbles son de 21,4 Mt, con una ley media de 0,87% CuT y 0,022% de molibdeno. Su producción inicia el año 2014 con 3.500 t/d para alcanzar su régimen entre los años 2017 y 2019 con una producción de 13.000 t/d, hasta agotar sus reservas el 2020 con 6.000 t/d. El Método de explotación considerado para este proyecto es el de Panel Caving con hundimiento convencional, además se estima un nivel de Forzamiento parcial a un 25% de la Brecha secundaria. En el manejo de materiales se considera la extracción con palas LHD de 7 yd3.
•
Nuevo Nivel Mina: Actualmente se encuentra en la Ingeniería de Factibilidad, está compuesto por 5 sectores: NNM Andes Norte, NNM Andes Sur, NNM Norte, NNM Sur y NNM Pacifico. La ubicación del nivel de hundimiento está a la cota 1.880. Las reservas del NNM, se incorporan a la producción a partir del año 2017 con un ritmo de 3.500 t/d y alcanzan la producción de régimen de 180 kt/d el año 2029, manteniéndose esta hasta el año 2046, donde comienza a decrecer el ritmo de producción, para finalmente llegar a las 12.000 t/d en el año 2070. El método de explotación será el Panel Caving con variante de Hundimiento Avanzado, con la salvedad de las áreas de inicio en que se considera un esquema de hundimiento con preacondicionamiento hidráulico. En el nivel de producción circularán LHD de 11 yd 3.
•
Nivel Profundo: Este proyecto con ingeniería exploratoria como respaldo, está ubicado 400 m bajo el NNM. Las reservas extraíbles de este sector estimadas son del orden de 1.910 Mt, con una ley de 0,84% CuT, 0,022% MoT, para un nivel de hundimiento ubicado a la cota 1.480. Este sector está considerado entrar en producción en el año 2047 con el fin de mantener la capacidad de procesamiento de 180 kt/d en el largo plazo.
2.8.2
Principales Instalaciones.
El complejo productivo de la División El Teniente, considera entre sus instalaciones la mina subterránea explotada por métodos de hundimiento gravitacional masivo, las plantas de
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beneficio de mineral de Sewell, Colón y Caletones y las instalaciones e infraestructura propia a una explotación minera a gran escala, tales como sistema de suministro de agua, energía eléctrica, logística de transporte de productos, manejo de residuos y desechos industriales. La figura 2 – 6 indica resumidamente las principales áreas operacionales de la Mina El Teniente.
Figura 2 – 6: Esquema operación actual División El Teniente. [1]
2.9
GEOTECNIA. [1]
La roca primaria de la Mina El Teniente está compuesta por distintos tipos litológicos y distintos tipos de estructuras geológicas. Se define Macizo Rocoso Primario de El Teniente al un volumen importante de roca que se encuentra intersectado, total y/o parcialmente, por estructuras geológicas. Las litologías que se reconocen corresponden principalmente al complejo de intrusivos máficos básicos, denominado
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CMET (gabros, diabasas y pórfidos basálticos); además, se reconocen intrusivos félsicos (tonalita, pórfidos diorítico, dacítico y latítico) y brechas hidrotermales e ígneas. Los tipos de estructuras geológicas que se reconocen en la roca primaria corresponden a: fallas, vetillas falladas, vetillas del tipo stockwork, las cuales tienen distintos tipos de rellenos mineralógicos, y fracturas. Las fracturas son escasas y la falta de ellas le da el carácter de “masividad” a la roca primaria, lo que se traduce en un macizo rocoso escasamente fracturado e impermeable. 2.9.1
Clasificación geotécnica del macizo rocoso.
En El Teniente se han empleado diversos sistemas de clasificación del macizo rocoso. Por ejemplo, el Rock Mass Rating (RMR) de Laubscher (1990), el Q de Barton (actualización de 1993), el Intact Rock Mass Rating (IRMR) de Laubscher & Jakubec (2002) y el GSI de Marinos & Hoek (2000). Los parámetros utilizados por los diferentes sistemas de clasificación del macizo rocoso, en general, están relacionados con las características geométricas de las estructuras presentes (frecuencia o espaciamiento, rugosidad, planaridad, alteración) y su relleno mineralógico; y con alguna propiedad física (Compresión Uniaxial Simple) de una probeta representativa de la litología a caracterizar y que es medido a través de ensayos de laboratorio. Algunos sistemas consideran, además, esfuerzos y condición de agua. La aplicación de estos índices de calidad de macizo rocoso se ha hecho sobre una zonificación del macizo rocoso que da origen a la unidad geotécnica. La unidad geotécnica se define por la litología, mena y dominio estructural. Dado que en El Teniente no existen “fracturas” como se entiende habitualmente en las Clasificaciones Geotécnicas, si no que el macizo rocoso se compone de abundantes vetillas selladas con minerales que constituyen un denso stockwork, se utilizó el término fractura en aquellas discontinuidades geológicas que se separan al tronar el macizo durante el desarrollo de las galerías (estructuras que forman bloques). También, las características de las estructuras geológicas se obtienen desde sondajes de diamantina, especialmente para sectores donde no se cuenta con abundantes galerías, como por ejemplos proyectos mineros.
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La Tabla 2 - 1 resume para diferentes unidades litológicas los diferentes índices de calidad de macizo rocoso. Tabla 2 – 1: Índice de calidad de Macizo Rocoso El Teniente a cota 2190 m.s.n.m. [1] IRMR GSI RMR UNIDAD (Laubscher & Jakubec,2002) (Marinos & Hoek,2000) (Laubscher,1990) Andesita Primaria Hw* 55-60 65-90 50-60 Andesita Primaria Fw 50-55 65-85 42-53 Pórfido diorítico 1º 60-64 75-95 55-65 Pórfido dacítico 1º 58-64 75-95 65-70 Brecha Hidrotermal Anhidrita 58-64 75-95 60-70 Brecha Braden Primaria 68-72 80-100 65-75 Pórfido latítico 1º 64-67 80-95 * En una franja adherida a la Brecha Braden alcanza IRMR hasta 65.
La Figura 2 – 7 muestra, a modo de ejemplo, una zonación de la clasificación geotécnica de Macizo Rocoso, mediante el índice IRMR de Laubscher & Jakubec (2002) proyectado para el Nivel 1880.
Figura 2 – 7: Zonación IRMR – cota 1880. [1]
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Las estructuras geológicas, los esfuerzos inducidos por la minería, los esfuerzos naturales (columna de roca, tectónicos), la operación minera (velocidades de extracción, definición zona de inicio de caving, geometría de frentes de socavación y extracción, método de explotación, diseños de perforación y tronadura), los diseños de construcciones (malla de extracción, bateas, puntos de extracción) y de fortificación (perno, malla, shotcrete, cables), juegan un rol fundamental en el comportamiento a través del tiempo del macizo rocoso, permitiendo la estabilidad o inestabilidad de las obras mineras y/o civiles. Las diferentes aplicaciones geotécnicas, que demandan los procesos en la Mina El Teniente dependen de la escala a considerar y están definidas por los tipos litológicos y de estructuras geológicas que participan de ellos. En la Mina El Teniente las estructuras geológicas se clasifican de acuerdo a su traza o longitud conocida, el espesor que poseen y el tipo de relleno. De a cuerdo a la traza de las estructuras, éstas se clasifican en: •
Estructuras Menores: Cuya traza es menor a 4 m, poseen distintos tipos de relleno, son selladas y conforman un denso enrejado polidireccional denominado Stockwork. Al interior de la mina son reconocidas mediante líneas de detalle a escala 1:100, las cuales se hacen en las tres direcciones ortogonales (si existe una estructura intermedia o mayor también es levantada como parte del arreglo estructural del macizo rocoso).
•
Estructuras Intermedias: Cuya traza está entre 4 m y 100 m.
•
Estructuras Mayores: Cuya traza está entre 100 m y 500 m.
•
Estructuras Maestras: Cuya traza está entre 500 m y 1.000 m, corresponden a fallas geológicas mayores que se caracterizan por su gran persistencia (cruzan varios niveles y tiene trazas o largos mayores a 500 m). Estas estructuras usualmente presentan rellenos de salvanda arcillosa con potencia centimétricas a decimétricas. Los entes estructurales que poseen una mayor continuidad, de la Mina El Teniente son las fallas maestras P y N1, las cuales han sido reconocidas hasta el nivel Teniente 8.
•
Estructuras Distritales: cuya traza supera los 1.000 m.
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La figura 2 – 8 conceptualiza los principales problemas geotécnicos y, considerando la escala del tema a resolver o entender, define qué tipo de estructuras geológicas están involucradas.
Figura 2 – 8: Problemas Geotécnicos de la roca primaria de la Mina El Teniente y las escalas de las estructuras que lo caracterizan. [1]
Dentro de las estructuras geológicas más importantes reconocidas en El Teniente están: fallas de orientación Noreste y de desplazamiento en el rumbo, como por ejemplo, fallas N, N1 y N2 en el sector norte, las que atraviesan los sectores RENO y Quebrada Teniente; en el Sector Sur, las fallas P, Sur Sur – 1, Sur Sur – 2 y Sur Sur – 3, las que atraviesan los sectores Teniente 4 LHD, Teniente – 3 Isla y el Sur de la Mina Esmeralda. Todas ellas con trazas en el rango 100 m a 500 m. Otra estructura importante por su traza es el dique de lamprófido, de orientación Noreste y subvertical, que está reconocido en el sector sur, en la Mina Teniente 4 Sur y que debería aparecer también en la Mina Esmeralda, tiene una potencia que varía entre 0,5 m y 2 m y una traza superior a los 500 m. Los Diques de Guijarros se reconocen al Oeste de la coordenada 700 E, tienen espesores en el rango 0,5 m a 2 m y corridas entre 50 m y 200 m, presentan orientación principalmente Noreste, aunque también hay con orientación Noroeste. Los Diques de Cuarzo-Anhidrita abundan en la parte Norte y Sur del yacimiento, principalmente en la mitad Oeste, con espesores que varían de 0,2 m a 3 m, en las Minas Regimiento, Fortuna, Puente, Pipa Norte, Quebrada Teniente, principalmente.
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Algunas estructuras por sí solas controlan daños en la infraestructura. Las fallas N1, P, el dique lamprófido y el dique de guijarros han provocado las inestabilidades geotécnicas de piques de traspaso, los que han tenido severos daños, incluso con pérdida total de la obra. Por lo tanto y siempre que se cuente con la información geológica pertinente, no se deben construir piques de traspasos sobre este tipo de estructuras. Además, se debe evitar la construcción de galerías cercanas y paralelas. El avance del frente de socavación y del frente de extracción debe evitar el paralelismo al acercarse al tipo de estructuras antes mencionado, ya que generan las condiciones para formar un “macro bloque” que pudiera transmitir grandes esfuerzos a los niveles inferiores, que se pueden traducir en colapso de galerías. También se producen situaciones de inestabilidad con la participación de dos o más estructuras. Es el caso de las cuñas que debido a la geometría desfavorable de dos fallas importantes y el frente de socavación, pueden generar colapso y pérdidas de grandes áreas de explotación. 2.9.2
Propiedades físicas de las rocas.
En esta sección se resumen las propiedades de la roca intacta y su escalamiento a nivel de macizo rocoso. Previo a la estimación de las propiedades del Macizo Rocoso se deben estimar las propiedades de la roca intacta. Con estos valores más factores de operación y condición del entorno, se efectúa el escalamiento de las propiedades de roca intacta a las del macizo rocoso. La Tabla 2 – 2 resume las propiedades geotécnicas de la roca intacta de las principales unidades litológicas de El Teniente. Los principales ensayos realizados en probetas de rocas son: •
Ensayos de resistencia, como por ejemplo la resistencia en compresión no confinada de la roca intacta (UCS) y resistencia en tracción de la roca intacta (TS).
•
Ensayos a la compresión triaxial, los que permiten definir los parámetros del criterio de falla de Hoek & Brown, como resistencia en compresión no confinada de la roca intacta ( σci), resistencia en tracción de la roca intacta ( σtm) y “m” y “s” que son parámetros del criterio de falla de Hoek & Brown, y también permiten definir los parámetros cohesión de la roca intacta (c) y el ángulo de fricción interna de la roca ( Φ). 29
•
Evaluación de la deformabilidad, como módulo de Young estático y dinámico (E e,d) y la razón de Poisson estático y dinámico ( νe,d).
•
Adicionalmente, se miden otras propiedades, como velocidad de propagación de la onda P y S, peso unitario y porosidad.
Las propiedades geotécnicas que deben ser estimadas para el macizo rocoso son las mismas enumeradas para la roca intacta, las cuales deben ser escaladas al volumen del macizo rocoso. Tabla 2 – 2: Propiedades Geotécnicas Roca Intacta. [1] Nombre
Parámetro
Módulo de Young. Razón de Poisson.
E [GPa]
Complejo Coef. Máfico Var. primario. (%)
Pórfido Dacítico Primario
Coef. Tonalita Coef. Brecha Coef. Var. Primari Var. Braden Var. (%) a (%) Sericita (%)
ν
60 0,16
20 40
30 0,18
30 40
45 0,21
20 30
25 0,23
25 30
Módulo de deformación volumétrica.
B [GPa]
29,4
30
15,6
35
25,9
25
15,4
27
Módulo de corte Densidad Porosidad Resistencia a la compresión Resistencia a la tracción
G [GPa] d [t/m3] P [%]
25,9 2,8 4,4
30 2 32
12,7 2,62 3
35 4 17
18,6 2,73 4,7
25 3 49
10,2 2,61 7,7
27 1 9
UCS [MPa]
120
30
110
30
140
3
90
30
Ti [MPa] E/UCS UCS/ Ti Vp [m/s] Vs [m/s]
14 500 8.6 6000 3200
25 25 27 8 9
12 273 9,2 4800 2900
20 30 25 6 7
15 321 9,3 5300 3000
30 25 30 8 10
6 278 15 4300 2600
20 27 25 8 10
9,1
23
20,2
-
9,2
-
11,6
-
Velocidad de onda P Velocidad de onda S Parámetro del criterio de falla de Hoek-Brown. Resistencia a la compresión según el criterio de falla de HoekBrown.
mi σci
[MPa]
118
10
112
-
125
-
72
-
Resistencia a la tracción según el criterio de falla de Hoek-Brown.
σti
[MPa]
13
30
6
-
13
-
6
-
Cohesión.
C [MPa]
23
15
19
-
23
-
10
-
Angulo de fricción interna.
Φ [º]
38
8
48
-
38
-
39
-
Como se mencionó en párrafos anteriores, los parámetros geotécnicos para el macizo rocoso se “escalan” a partir de los resultados obtenidos para la roca intacta. La propiedades se obtienen a través de un modelo matemático empírico, basado en una metodología de Hoek (1999, 1998), el cual simula un comportamiento isotrópico del macizo rocoso, sobre la base de
30
CAPÍTULO 3: MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN EN ROCA PRIMARIA. 3.1
INTRODUCCIÓN.
Los métodos de explotación por hundimiento pueden definirse como un conjunto de operaciones mineras destinadas a cortar la base de sostenimiento del bloque o panel de mineral (asegurando que no queden puntos de apoyo), de tal forma que la base inferior de dicho bloque o panel se comporte como una viga simplemente apoyada y gracias a la acción de las fuerzas externas, principalmente la gravitacional, produzcan una primera socavación y posteriormente el desplome completo del bloque o panel, de tal manera que los fragmentos de mineral generados (debido al progreso del hundimiento en altura) puedan ser manejados y transportados de acuerdo al diseño minero y sistema de manejo de materiales del sector productivo en cuestión. Los métodos de explotación han ido evolucionando de manera condicionada al medio en que se desarrollan, por ejemplo, el cambio de mena secundaria a primaria se tradujo en cambios importantes en la metodología del hundimiento. En la Mina El Teniente, en un principio el “caving” se utilizaba en mineral secundario, lo que corresponde a un material ubicado en la porción superior del yacimiento, el cual presenta la mayor ley, menor rigidez, baja dureza y fragmentación más fina, comparado con la mena primaria ubicada a mayor profundidad. Posteriormente, el método de Hundimiento por Bloques (Block Caving) usado en material secundario, dió paso al Hundimiento por Paneles (Panel Caving), desarrollado en material primario. Este método ha evolucionado notablemente, notablemente, existiendo una gama de variantes.
3.2
PANEL CAVING.
El Panel Caving es un método de explotación masivo, donde se socava mediante perforación y tronadura la base de un panel de producción, con un frente de avance comúnmente llamado frente de hundimiento o socavación, que define el ingreso de área a producción y es planificado coordinadamente con el área que se va agotando.
32
El diseño minero incluye un Nivel de Hundimiento o Socavación (UCL, Under Cut Level), un Nivel de Producción (NP), un Sub-Nivel de Ventilación (SNV), un Nivel de Control (NC), que es opcional y un Nivel de Transporte (NT). Ventajas: •
Minería a gran escala.
•
Alta recuperación de reservas (90% a 125%).
•
Alta tasa de producción (10.000 a 45.000 tpd por frente de explotación).
•
Alta productividad (200 a 250 t / Hombre-turno).
•
Método con bajos costos de operación (aprovecha la gravedad).
•
Permite un manejo de materiales mecanizado y/o automatizado.
•
Permite una operación estandarizada.
Desventajas: •
Las variantes de socavación avanzada o de socavación previa disminuyen la flexibilidad del método, ya que las distancias entre los frentes de socavación, de construcción y de extracción deben mantenerse dentro de ciertos rangos, típicamente la distancia entre los frentes de socavación y de extracción no puede exceder los 80 m a 100 m, dependiendo de las características geomecánicas, geológicas, geotécnicas y geométricas del sector).
•
Requiere sincronizar adecuadamente todas sus fases (Desarrollo, Construcción, Socavación, Extracción). Esto es más sensible en las variantes Hundimiento Previo y Hundimiento Avanzado.
•
Los frentes de avance de gran extensión generan avances lentos de la socavación, lo que afecta a la infraestructura entorno del frente de socavación (frente cuasi-estático).
•
Dependiendo de la variante del método, se podría originar una concentración importante de actividades en una misma zona, lo que implica una interferencia operacional.
•
Alto costo de preparación, pero en el método de Hundimiento Previo son menores los gastos asociados a la preparación y reparación respecto del Panel Caving Convencional. [2]
•
El control del tiraje es crítico para el éxito del método.
•
Presenta dilución, típicamente entre 10% y 20%.
•
Riesgo de colapsos si la actividad minera (socavación y extracción) no es bien realizada.
•
Riesgo de ocurrencia de colgaduras, las que eventualmente pueden generar “air - blasts”.
33
•
Riesgo de generar una excesiva sismicidad, siendo el estallido de roca su expresión máxima, si la actividad minera (socavación y extracción) no es bien conducida (minería en roca primaria).
•
Bajo ciertas condiciones existe el riesgo de ocurrencia de daños en los puntos de extracción antes del término de su vida operacional (ocurrencia excesiva de sobre-tamaños, presencia de estructuras desfavorablemente orientadas, extracción poco regular, calidad constructiva, y otros). La experiencia a la fecha indica que este riesgo sería mayor en el caso del método de Hundimiento Convencional, porque los puntos sufren el efecto de la redistribución de esfuerzos por el paso del frente de explotación.
•
Alto costo de reparación de pilares sobrecargados en el Nivel de Producción.
•
Genera subsidencia a gran escala, lo que implica una interferencia sustancial hacia los niveles superiores, sin embargo, esto se debe planificar adecuadamente para reducir sus efectos adversos.
La extracción minera, más específicamente, el secuenciamiento operacional de explotación, genera una serie de cambios en la condición geomecánica del macizo rocoso, entre los más importantes está el que se produce a nivel de esfuerzos principales, ya que sufren paulatinos cambios tanto en magnitud como en orientación respecto de la posición relativa al frente de socavación. Es por esta razón que el desplazamiento del frente de socavación genera una modificación en la distribución espacial de los esfuerzos inducidos que afectan el entorno de las excavaciones, originando zonas diferenciables a nivel de estados tensionales, entre éstas se distinguen 3 zonas principales: (Figura ( Figura 3 – 1). 1 ). •
Zona de Pre-Minería: En esta zona el macizo rocoso se encuentra alejado de la minería asociada al avance del frente de socavación, por lo que no “siente” el efecto del frente de socavación, por lo tanto, el estado tensional y en sí, el macizo rocoso no son afectados por el efecto de la minería extractiva.
•
Zona de Transición (Abutment Stress): Es la zona del macizo rocoso, en donde el estado tensional presenta continuos cambios (en cuanto a magnitud y orientación). En esta zona de abutment la magnitud de los esfuerzos aumenta y además la orientación de los esfuerzos rota. Esto sucede, como consecuencia del avance de la actividad minera y afecta notoriamente a la condición geomecánica del macizo rocoso.
34
•
Zona de Relajación: En esta zona el macizo rocoso se encuentra bajo área socavada y fuera del efecto generado por el frente de socavación, en ella los esfuerzos han variado, lo cual es graficado por una disminución paulatina del esfuerzo principal máximo y de confinamiento, pudiendo provocar esta nueva condición geomecánica el inicio del fracturamiento de la roca.
Figura 3 – 1: Estados del macizo rocoso. [7]
Una de las razones básicas por la cual el método de Panel Caving evolucionó en sus distintas variantes, se debe a que en su secuencia operacional, la zona de Transición o zona de Abutment Stress, localizada en la vecindad del frente de socavación, afecta la estabilidad de las labores bajo su influencia, como por ejemplo, las galerías desarrolladas en el Nivel de Socavación y en el Nivel de Producción y las galerías desarrolladas en los niveles inferiores, tales como, el sub-nivel de ventilación y el nivel de acarreo. Con el fin de mejorar esta condición, se han desarrollado variantes del método de explotación, las cuales no eliminan la zona de Abutment Stress pero si la alejan del frente de producción, donde el personal y equipos transitan durante la vida útil de la mina. Considerando la secuencia operacional de explotación, hasta la fecha se reconocen cuatro variantes de Panel Caving que son: el Panel Caving con Hundimiento Convencional, el Panel Caving con Hundimiento Previo, el Panel Caving con Hundimiento Avanzado y finalmente el Panel Caving con Hundimiento Avanzado al Límite. Éstos son descritos en el próximo acápite.
35
La tabla 3.1, muestra los sectores que actualmente están en producción en mena primaria y sus respectivos métodos de explotación: Tabla 3 – 1: Sectores productivos emplazados en Mena con base Primaria. [1] [7] SECTOR
3.3
MÉTODO DE EXPLOTACIÓN
VARIANTES
Reservas Norte
Panel Caving
Avanzado
Esmeralda
Panel Caving
Previo – Avanzado – Avanzado al límite
Pipa Norte
Panel Caving
Avanzado al límite.
Diablo Regimiento
Panel Caving
Avanzado – Avanzado al límite
Puente
Panel Caving
Convencional
Teniente 4 Sur
Panel Caving
Convencional
Isla LHD
Panel Caving
Convencional
PANEL CAVING CON HUNDIMIENTO CONVENCIONAL.
Este método presenta la siguiente secuencia operacional ( Figura 3 – 2):
PANEL CAVING CON HUNDIMIENTO CONVENCIONAL D4D2 FORTIFICACIÓN DEFINITIVA
DESARROLLO
4
1 3
2
D3
1
Figura 3 – 2: Secuencia operacional de Panel Caving con Hundimiento Convencional. [39] •
D2: Franja de seguridad, distancia con fortificación definitiva = 70 m en los niveles de hundimiento y producción.
•
D3: Distancia relativa detrás del frente de socavación = 20 m.
(1)
Los desarrollos están “adelantados” respecto al frente de socavación, a una distancia que depende de las características de cada sector productivo, la construcción de zanjas, en el Nivel de Producción, también va adelantada respecto al frente de
36
socavación, a una distancia que depende de las características de cada sector (2) (3) (4)
3.3.1
productivo. Se realiza la preparación de bateas, esto se efectúa parcialmente por delante del frente de socavación. Se continúa con la tronadura de bateas, dejando un pequeño pilar entre el techo de ésta y el Nivel de Hundimiento. Se avanza con el frente de socavación junto con terminar de abrir las bateas (rotura del pilar) y se inician las actividades de extracción del mineral. Panel Caving Convencional – Estado Tensional.
En este método los frentes hundimiento y de extracción prácticamente coinciden. Las labores del Nivel de Producción están completamente desarrolladas por delante del frente de hundimiento, por lo que son afectadas por la zona de abutment stress que se forma delante de dicho frente (esquematizada con flechas rojas verticales). Las trayectorias de los esfuerzos principales mayores (indicadas con flechas negras en línea punteada) afectan la zona del Nivel de Producción que se ubica delante del frente de hundimiento, produciendo una primera degradación del crown pillar y los pilares del Nivel de Producción, comprometiendo la estabilidad de las excavaciones, además de afectar a las obras civiles (puntos de extracción, muros, carpetas de rodado, otros) y la fortificación. Posteriormente, la apertura de las bateas de extracción aumentará el daño al macizo rocoso, el cual será finalmente afectado por un nuevo avance del frente de hundimiento. ( Figura 3 – 3)
NIVEL DE HUNDIMIENTO.
NIVEL DE PRODUCCIÓN
Figura 3 – 3: Estado tensional para Panel Caving Convencional.
37
3.4
PANEL CAVING CON HUNDIMIENTO PREVIO.
Se caracteriza por desarrollar la socavación antes de que se desarrollen las labores del Nivel de Producción y presenta la siguiente secuencia operacional ( Figura 3 – 4):
PANEL CAVING CON HUNDIMIENTO PREVIO AREA SOCAVADA (Socavación Previa) D1 D2 D3
D4D2 AREA DESARROLLO FORTIFICADA
2
1
4 5
3
Figura 3 – 4: Secuencia operacional de Panel Caving con Hundimiento Previo. [39]
•
D1: Desfase entre frentes de Socavación y Extracción, su distancia varía entre los 60 m a 70 m.
•
D2: Franja de seguridad, distancia con fortificación definitiva, varía entre los 25 m a 50 m.
•
D3: Distancia relativa detrás del frente de socavación = 25 m a 35 m.
(1) (2) (3) (4) (5)
3.4.1
Se desarrollan las labores del Nivel de Hundimiento. Se socava el Nivel de Hundimiento, avanzando con el frente de socavación hasta que se ubica por delante de los futuros frentes de extracción y de preparación. Se desarrollan todas las labores del Nivel de Producción, que ahora se ubican bajo área socavada. Se realiza la apertura de las bateas de extracción, bajo área socavada. Se inician las actividades de extracción de mineral, a una cierta distancia de los frentes de socavación y de preparación. Panel Caving con Hundimiento Previo – Estado Tensional.
Esta variante del método Panel Caving busca alejar la zona de abutment stress del frente de extracción y desarrollar todas las labores del Nivel de Producción bajo área socavada, de modo de lograr la máxima seguridad de las faenas en dicho nivel. Operacionalmente, el frente de
38
socavación va adelantado respecto al frente de extracción y las labores del Nivel de Producción no se terminan de desarrollar ni se abren las bateas hasta que se ubican bajo área socavada y a cierta distancia detrás del frente de socavación. La zona de Transición se forma delante del frente de socavación (esquematizada con flechas rojas verticales) y tiene un mucho menor efecto sobre las labores del Nivel de Producción (el área abierta es mucho menor). Las trayectorias de los esfuerzos principales mayores (indicadas con flechas negras en línea punteada) no afectan el Nivel de Producción. La apertura de las bateas se produce después del paso del frente de socavación, por lo cual, el daño final inducido en los pilares del Nivel de Producción es mucho menor que en el caso del Panel Caving Convencional (Figura 3 – 5).
NIVEL DE HUNDIMIENTO.
NIVEL DE PRODUCCIÓN
Figura 3 – 5: Estado tensional para Panel Caving con Hundimiento Previo.
3.5
PANEL CAVING CON HUNDIMIENTO AVANZADO.
Éste se caracteriza por desarrollar la socavación adelantada respecto al desarrollo de las zanjas y presenta la siguiente secuencia operacional ( Figura 3 – 6): (1)
Se desarrollan las labores del Nivel de Hundimiento y sólo algunas labores de los niveles inferiores, normalmente las calles en el Nivel de Producción.
(2)
Se socava el Nivel de Hundimiento, avanzando con el frente de socavación hasta que éste se ubica a cierta distancia por delante del futuro frente de extracción. Se desarrollan las restantes labores del Nivel de Producción (normalmente las galerías
(3)
zanjas), en el sector que se ubica ahora bajo área socavada. 39
(4)
Se realiza la apertura de las bateas de extracción, bajo área socavada.
(5)
Se inician las actividades de extracción de mineral, a una cierta distancia de los frentes de socavación y de preparación.
2
1
4 5
3
1
Figura 3 – 6: Secuencia operacional de Panel Caving con hundimiento Avanzado. [39]
•
D1: Desfase de frente Extracción/Socavación, su distancia varía entre los 15 m a 70 m.
•
D2: Franja de seguridad, distancia con fortificación definitiva, varía entre los 60 m a 70 m.
•
D3: Distancia relativa detrás del frente de socavación = 25 m a 35 m
3.5.1
Panel Caving con Hundimiento Avanzado – Estado Tensional.
Esta variante del método Panel Caving busca alejar la zona de transición del frente de extracción. En esta variante el frente de hundimiento va adelantado respecto al frente de extracción y algunas labores del Nivel de Producción (normalmente las calles) están desarrolladas por delante del frente de hundimiento, pero las bateas no se abren hasta que se ubican bajo área socavada y a cierta distancia detrás del frente de socavación. La zona de Transición se forma adelante del frente de socavación (esquematizada con flechas rojas verticales) y tendrá un menor efecto sobre las labores del Nivel de Producción y bajo éstas.
40
•
Zona de Relajación: En esta zona el macizo rocoso se encuentra bajo área socavada y fuera del efecto generado por el frente de socavación, en ella los esfuerzos han variado, lo cual es graficado por una disminución paulatina del esfuerzo principal máximo y de confinamiento, pudiendo provocar esta nueva condición geomecánica el inicio del fracturamiento de la roca.
Figura 3 – 1: Estados del macizo rocoso. [7]
Una de las razones básicas por la cual el método de Panel Caving evolucionó en sus distintas variantes, se debe a que en su secuencia operacional, la zona de Transición o zona de Abutment Stress, localizada en la vecindad del frente de socavación, afecta la estabilidad de las labores bajo su influencia, como por ejemplo, las galerías desarrolladas en el Nivel de Socavación y en el Nivel de Producción y las galerías desarrolladas en los niveles inferiores, tales como, el sub-nivel de ventilación y el nivel de acarreo. Con el fin de mejorar esta condición, se han desarrollado variantes del método de explotación, las cuales no eliminan la zona de Abutment Stress pero si la alejan del frente de producción, donde el personal y equipos transitan durante la vida útil de la mina. Considerando la secuencia operacional de explotación, hasta la fecha se reconocen cuatro variantes de Panel Caving que son: el Panel Caving con Hundimiento Convencional, el Panel Caving con Hundimiento Previo, el Panel Caving con Hundimiento Avanzado y finalmente el Panel Caving con Hundimiento Avanzado al Límite. Éstos son descritos en el próximo acápite.
35
Las trayectorias de los esfuerzos principales mayores (indicadas con líneas curvas de trazos negros) afectan la zona del Nivel de Producción que se ubica delante del frente de socavación; sin embargo, como el desarrollo de galerías zanjas y la apertura de las bateas se produce después del paso del frente de socavación, el daño final inducido en los pilares del Nivel de Producción producto de la tronadura tanto de desarrollo como de apertura de bateas es menor que en el caso del Panel Caving Convencional ( Figura 3 – 7).
NIVEL DE HUNDIMIENTO.
NIVEL DE PRODUCCIÓN Figura 3 – 7: Estado tensional para Panel Caving con Hundimiento Avanzado.
3.6
PANEL CAVING CON HUNDIMIENTO AVANZADO AL LÍMITE.
Esta variante de Panel Caving, toma aspectos del Hundimiento Convencional y del Hundimiento Previo. Al igual que en el Panel Caving Convencional, la totalidad de los desarrollos y construcciones del Nivel de Producción se realizan delante del frente de socavación y al igual que en el Hundimiento Previo, se realiza una socavación baja con incorporación de la batea, detrás del frente de socavación. Esta variante presenta la siguiente secuencia operacional ( Figura 3 – 8): (1) (2)
Se desarrollan las labores del Nivel de Hundimiento y las labores de los niveles inferiores. Se socava el Nivel de Hundimiento, avanzando con el frente de socavación hasta que éste se ubica por delante del futuro frente de extracción.
41
(3)
Se realiza la apertura de las bateas de extracción, bajo área socavada.
(4)
Se inician las actividades de extracción de mineral, a una cierta distancia de los frentes de socavación y preparación.
Figura 3 – 8: Secuencia operacional de Panel Caving Avanzado al Límite. [39]
•
D1: Desfase entre frentes de Socavación y Extracción, su distancia varía entre los 35 m a 40 m. dependiendo del sector y de sus características.
•
D2: Franja de seguridad, distancia con fortificación definitiva, varía entre los 35 m a 60 m.
•
D3: Longitud de la zona de transición detrás del frente de socavación = 25 m.
3.6.1
Panel Caving con Hundimiento Avanzado Al Límite – Estado Tensional.
En esta variante de hundimiento, los desarrollos y construcciones se realizan completamente por delante del frente de socavación, exceptuando la apertura de bateas, la que se efectúa bajo área socavada mediante tiros largos perforados desde el nivel de producción. El desfase del frente de extracción con respecto al frente de socavación (D1) o “losa” es menor que en las otras variantes de hundimiento, en donde dicha “losa” es de mayor tamaño porque se requiere más espacio para realizar los desarrollos y construcciones “bajo sombra” (Hundimiento Previo requiere más “losa” que el Hundimiento Avanzado). Como resultado de lo anterior, en esta variante se obtiene una franja de seguridad o distancia con fortificación definitiva (D2) también menor, lo que trae como consecuencia que la exposición de las labores a la zona de Abutment Stress, (esquematizadas con flechas rojas verticales
42
figura 3 – 9) sea menor, concentrando el daño en las labores de los niveles expuestos, dentro de una franja más reducida. A continuación se presenta el gráfico 3 – 1, en el cual se presenta la diferencia que existe entre las distancias permisibles según las distintas variantes de hundimiento.
Relación Franja de Seguridad (D2) versus Desfase frente Extracción - Socavación o "Losa" (D1) e d a j n ) a r m F ( a ) l 2 e D d ( o d a v d i t i a l r u e r g e o ñ S a m a T
Hundimiento Convencional. (D1 =0)
Hundimiento < Hundimiento < Hundimiento Avanzado al Avanzado Previo. Límite Desfase relativo entre los frente de Extracción y Socavación o Losa (D1) (m) para las distintas variantes de Panel Caving.
<
Gráfico 3 – 1: Muestra el aumento de la Franja de Seguridad (D2) a medida que aumenta el desfase entre los frentes Socavación y Extracción (D1). Además se muestra la relación teórica que existe entre las variantes de hundimiento y el aumento de la distancia D1. [49]
Las trayectorias de los esfuerzos principales mayores (se indican con flechas negras en línea punteada figura 3 – 9) afectan la zona del Nivel de Producción que se ubica delante del frente de socavación, produciendo una primera degradación del crown pillar y los pilares del Nivel de Producción, comprometiendo la estabilidad de las excavaciones, además de afectar a las obras civiles (puntos de extracción, muros, carpetas de rodado, otros) y la fortificación. La apertura de las bateas se produce después del paso del frente de socavación, por lo cual, el daño final inducido en los pilares del Nivel de Producción por motivo de su tronadura es menor que en el caso del Panel Caving Convencional, a pesar de que el volumen extraído es mayor en el caso del Hundimiento Avanzado al Límite (debido a la secuencia operacional).
43
Esto se debe a que la zona bajo área socavada esta sometida a esfuerzos menores que aquellos actuantes en la zona de abutment stress, por lo cual se tiene que la redistribución de esfuerzos producto de la tronadura producida en esta zona de más bajos esfuerzos es menos dañina que aquella producida en una zona de mayores esfuerzos, como es el caso del Hundimiento Convencional. (Figura 3 – 9).
NIVEL DE HUNDIMIENTO.
NIVEL DE PRODUCCIÓN.
Figura 3 – 9: Estado tensional para Panel Caving con Hundimiento Avanzado Al Límite.
44
CAPÍTULO 4: BASE CONCEPTUAL REFERENTE A PUNTOS DE EXTRACCIÓN. 4.1
INTRODUCCIÓN.
Para llevar a cabo la explotación de una mina subterránea mediante el método de Panel Caving, se desarrollan una serie de labores, algunas tienen por finalidad inyectar aire fresco y extraer el viciado, como por ejemplo las galerías del sub-nivel de ventilación. Otras por su parte, cumplen la función de ubicar infraestructura relevante para la producción en interior mina, como por ejemplo las cavernas donde se instalan los Chancadores. Dentro de esta variada gama de labores están aquellas destinadas al manejo del mineral, como por ejemplo las galerías de producción y las galerías zanja, las que permiten que el equipo LHD cargue el mineral, lo transporte de un lugar a otro y finalmente lo descargue en las zonas de traspaso de mineral. Dentro de las labores destinadas al manejo del mineral, algunas se construyen solamente mediante un desarrollo minero (perforación y tronadura), en cambio otras, además del desarrollo minero, se agrega la construcción de obras civiles para el sostenimiento de las labores. Dentro de estas obras civiles se pueden encontrar estructuras metálicas y/o estructuras de hormigón armado, entre otras. Las labores destinadas al manejo de mineral, tienen por finalidad facilitar y dar seguridad en las operaciones de carguio, transporte y descarga, a equipos y personal participante de estas tareas, por lo cual, deben ser capaces de hacer frente a todos los mecanismos de daño a los cuales son sometidas, para así lograr cumplir con la vida útil para la cual fueron diseñadas, con la menor cantidad de reparaciones y minimizando la probabilidad que se produzca un daño que implique dejarlas fuera de servicio, poniendo en peligro al personal y a los equipos participantes de las operaciones de manejo de mineral. Dentro de las labores destinadas al carguio del mineral se encuentran los puntos de extracción, los cuales se construyen mediante labores mineras reforzadas por complejas obras civiles, las cuales se describen más adelante en este estudio.
45
Los puntos de extracción se localizan en el nivel de producción, están asociados a una determinada área de influencia dentro del polígono de explotación, son una de las tres zonas que componen una galería zanja y en la cual el equipo LHD, se posiciona adecuadamente para extraer el mineral fragmentado que se encuentra en la batea recolectora producto del hundimiento. (Figura 4 – 1).
NIVEL DE HUNDIMIENTO
BATEA RECOLECTORA EQUIPO LHD
PUNTO DE EXTRACCIÓN
NIVEL DE PRODUCCI N GALERÍA ZANJA
CALLE DE PRODUCCI N
Figura 4 – 1: Vista tridimensional de un punto de extracción. [4]
4.2
IMPORTANCIA DE LOS PUNTOS DE EXTRACCIÓN.
Los puntos de extracción poseen una gran importancia desde el punto de vista estratégico, a causa de su posicionamiento clave dentro del Sistema de Manejo de Materiales para el Método de Explotación de la Mina El Teniente (Figura 4 – 2), el cual está conformado por el método de explotación (Panel Caving en sus diferentes variantes), un sistema de manejo de mineral y un sistema de reducción. Los puntos de extracción son un eslabón clave dentro de este sistema, ya que de ellos depende la continuidad del proceso productivo, por lo cual, se hace de vital importancia su permanencia en operación durante toda la vida útil para la cual son diseñados, de no ser así, es imposible o
46
demasiado costoso económicamente recuperar el mineral que se encuentra en la columna mineralizada sobre la batea recolectora correspondiente al punto de extracción. La pérdida de un punto de extracción, trae como consecuencia una amplia gama de impactos negativos, por ejemplo, se produce un efecto económico debido a la pérdida de mineral considerado en el plan minero, además se generan problemas de estabilidad de las labores aledañas al punto de extracción, debido a la carga que ejerce la columna de roca que no es objeto del tiraje correspondiente. Estos son sólo algunos ejemplos de las consecuencias que genera la pérdida de un punto de extracción, es por ello que su diseño es de vital importancia. La operatividad a lo largo de la vida útil planificada de esta labor destinada al carguio de mineral, depende de la correcta evaluación del impacto de los mecanismos de daño a los cuales es sometida y el adecuado uso de la ingeniería para mitigar su acción.
Convencional Avanzado HUNDIMIENTO Avanzado al Límite • Espontáneo Previo • Forzado Fracturamiento Hidráulico (FH) • Pre - Acondicionamiento Detonación Dinámica con Explosivos (DDE) Nivel de Hundimiento Nivel de Producción Nivel Intermedio
Socavación Alta Socavación Baja Punto Extracción Traspaso
LHD
Punto de Vaciado
Sin Parrilla
Con Parrilla y Martillo Plate Feeder Con Tolva Buzón FFCC Camión Plate Feeder Correas Transportadoras
Reducción
Nivel de Reacarreo Nivel de Reducción
Buzón
Chancador Primario
Chancador Primario
Nivel de Transporte Principal (Ten-8) ACOPIO FINO
Con Parrilla y Martillo Sin Parrilla
Buzón
FFCC
ACOPIO GRUESO
Figura 4 – 2: Sistema de Manejo de Materiales para el Método de Explotación Mina El Teniente. [13]
47
4.3
FASES DE DISEÑO DE UN PUNTO DE EXTRACCIÓN.
En el diseño de los puntos de extracción participan una serie de profesionales pertenecientes a distintas áreas, donde cada área tiene asignada una fase clave del diseño. A continuación se presenta un diagrama de flujo con las fases de diseño de puntos de extracción y las respectivas áreas responsables de éstas. (Figura 4 – 3) REAS RESPONSABLES DE LAS FASES DE DISEÑO DE PUNTOS DE EXTRACCI N
ÁREA DE GEOMEC NICA
FASES DE DISEÑO DE PUNTOS DE EXTRACCIÓN
CÁLCULO DE CARGAS
DISEÑO DE LA FORTIFICACIÓN Y OBRA CIVIL. ETAPA 1: Cables Visera – Perno – Malla – Shotcrete ÁREA DE DISEÑO CIVIL
ETAPA 2: Obras Civiles. (Marcos de acero hormiginados, Bóvedas de hormigón armado
ÁREA PREPARACI N MINA
CONSTRUCCIÓN PUNTO DE EXTRACCIÓN
Figura 4 – 3: Diagrama de flujo de las F ases de Diseño de puntos de extracción.
A continuación se definen cada una de estas fases: •
Cálculo de cargas: El Área de Geomecánica es el responsable de realizar el cálculo de cargas. Consiste en efectuar una estimación de la carga vertical actuante sobre el punto de extracción en base a la Teoría de Terzaghi, la que considera las dimensiones de la galería (largo, ancho) y un factor dependiente de la calidad de la roca (para detalles ver Capítulo 6).
•
Diseño de la fortificación y obra civil: Esta fase esta dividida en dos etapas:
−
Etapa 11: Es competencia del Área de Geomecánica, consiste en determinar la cantidad, las dimensiones y demás características de los elementos (perno – malla – shotcrete) que
1
Etapa 1: Sólo se considera como parte de este estudio el diseño de los Cables Visera, los demás elementos (Perno – Malla – Shotcrete) no son considerados y se supone realizado su diseño, por lo cual no se señalan detalles ni especificaciones sobre ellos.
48
se emplean en la fortificación de la labor minera en la cual se construye el punto de extracción. Además se determina el tipo, cantidad, largo y ángulo de perforación de los cables visera instalados en la visera de roca. Etapa 2: A cargo del Área de Diseño Civil, consiste en definir todos los aspectos
−
relacionados con el tipo de obra civil que se construirá en la zona de emplazamiento del punto de extracción, como por ejemplo, las dimensiones de las estructuras de acero, la cantidad y tipo de sistemas de anclaje de las estructuras. Entre otros elementos necesarios para la construcción de este tipo de infraestructura. Tabla 4 – 1: Resumen de los elementos empleados en cada etapa. Zona Visera de Roca Zona Obra Civil de Bóvedas de Perno Malla Shotcrete Cables Marcos acero hormigón ETAPA 1 SI SI SI SI ETAPA 2 SI SI Construcción puntos de extracción: Fase final que se encuentra a cargo del Área de
•
Preparación Mina, consiste en materializar el diseño de un punto de extracción, ciñéndose a la información entregada por ingeniería, como por ejemplo, informes, planos, especificaciones técnicas, procedimientos de construcción, entre otros.
4.4
ZONAS QUE CONFORMAN UN PUNTO DE EXTRACCIÓN.
Un punto de extracción esta compuesto por dos zonas, las cuales se detallan a continuación: •
Zona de obra civil: Zona en la cual, además de la fortificación de una labor minera (perno – malla – shotcrete), se refuerza con la construcción de una obra civil. Ambos sistemas actúan en conjunto para mitigar la acción de los mecanismos de daño, a los cuales es sometido el punto de extracción. (Para detalles sobre mecanismos de daño, ver acápite 4.8)
•
Zona de visera de roca: La visera de roca corresponde a la porción del Crown Pillar que sobresale más allá de la zona de obra civil hacia el lado de la batea. Su longitud se mide en forma horizontal entre el fin de la zona de obra civil y el fin del Crown Pillar, su dimensión es dependiente de la variante de hundimiento que se emplee, por ejemplo en la variante de Hundimiento Avanzado su longitud es de 0,5 m, en cambio para la variante de Hundimiento 49
Convencional es de 1 m, esta diferencia se debe a la exposición de la visera de roca a distintos niveles de esfuerzo, los cuales producen distintos niveles de daño por lo cual se requiere una visera de distinta robustez (Para detalles ver Capítulo 3, acápite 3.6.1) En esta zona, además de la fortificación típica de una labor minera (perno – malla – shotcrete), se instalan cables de acero como medio de soporte (para detalles ver Capítulo 5), los cuales se sitúan en el techo de la labor, en perforaciones realizadas en diversos ángulos y afianzados a la roca por medio de una lechada, pero no son tensados como los demás instalados en otras labores. La razón por la que no son tensados se explica por que la zona de la visera de roca, generalmente es la que primero sufre deterioro, incluso puede desaparecer completamente al momento de ser abierta la batea por medio de su tronadura, por lo cual, es de esperar que los cables instalados en ella queden sueltos y la planchuela empleada como traba en su tensado, es muy probable que sea golpeada continuamente producto del flujo del mineral, esto provocaría que el cable también sea tirado continuamente, provocando un desgaste prematuro de la visera. Además cabe mencionar que realizar el tensado de cables sin planchuela resulta muy complicado, por tanto esta sería la razón por lo que se opta por no tensar los cables. [49] A continuación se presenta un perfil en el que se señalan las zonas de una galería zanja y las zonas que componen un punto de extracción ( Figura 4 – 4).
Crown Pillar
Crown Pillar
Batea Recolectora Visera de Roca
Zona Obra Civil Zona Visera de Roca
Galería Zana Punto de Acceso a Galería Zan a. Extracción.
Punto de Acceso a Extracción. Galería Zan a.
Figura 4 – 4: Zonas que conforman una galería zanja. (Perfil de un Hundimiento Convencional.)
50
4.5
ESQUEMA GENERAL DE UN PUNTO DE EXTRACCIÓN. [4] [10]
Un punto de extracción posee una geometría típica, la cual se presenta en las figuras 4 – 5 y 4 – 6.
Figura 4 – 5: Esquema general de un punto de extracción. (Perfil Hundimiento Convencional.)
Figura 4 – 6: Vista en planta del esquema general de un punto de extracción.
51
•
Distancia visera (DV): Distancia medida perpendicularmente desde el eje de la galería de producción adyacente al punto de extracción hasta el fin de la zona de la visera de roca. Esta longitud debe ser igual o mayor que el largo del equipo LHD, para que éste se posicione en línea recta al realizar el carguio del mineral desde la batea.
•
Ancho galería (Ac): Distancia medida perpendicularmente entre ambas cajas del punto de extracción, depende del tamaño del equipo LHD a utilizar.
•
Altura Crown Pillar (HCP): Altura medida entre el piso del nivel de producción y el piso del nivel de hundimiento. Esta altura influye en la estabilidad del nivel de producción y define la altura disponible para realizar la batea.
•
Altura punto de extracción (H Ze): Altura máxima de la sección libre del punto de extracción, se mide entre la corona y el piso de la labor en forma perpendicular al este último. Depende de la altura del equipo LHD a utilizar.
•
Altura visera de roca (H V): Corresponde a la altura de la visera de roca y en la medida que esta altura se reduce, aumenta la probabilidad de daño a los puntos de extracción.
•
Distancia punto inicio zona de obra civil (d1): Distancia medida perpendicularmente desde el inicio de la zona de obra civil, situada en la parte más próxima a la batea, hasta el centro de la galería de producción adyacente.
•
Distancia punto final zona de obra civil (d2): Distancia medida perpendicularmente desde el término de la zona de obra civil, ubicada en la parte más alejada de la batea, hasta el centro de la galería de producción adyacente.
•
Ángulo material quebrado (α q): Este ángulo corresponde al que posee el material fragmentado proveniente de la batea y que se encuentra derramado en el punto de extracción, su valor varía entre 38º a 48º dependiendo de su granulometría.
•
Ángulo visera (α): Influye en el escurrimiento del mineral fragmentado desde el nivel de hundimiento al nivel de producción a través de la batea, su valor varía entre 40º a 90º y depende del diseño de la barrenadura de la batea, el cual se relaciona directamente con la variante de Panel Caving que se emplea. 52
4.6
GEOMETRÍA DE LA VISERA DE ROCA.
La geometría de la visera de roca depende de variados factores, dentro de éstos y siendo considerado como el más determinante, se encuentra el diseño de la batea, por lo cual, si este diseño varia, produce de forma automática cambios en la geometría de la visera de roca. En la Mina El Teniente la geometría de la visera de roca ha experimentado cambios, debido a la evolución de los diseños de las bateas, las que han modificado su geometría (tamaño y forma), producto de la secuencia constructiva a la que deben adecuarse. Se debe dejar en claro que el diseño de la batea depende de la variante de hundimiento, debido a que la secuencia de desarrollo que poseen éstas, es distinta entre si, lo que conlleva a que la metodología de construcción de las bateas deba adecuarse a estas diferencias. Como ejemplo se hace mención a la variante de Hundimiento Convencional, en la cual se tiene una batea que se construye en dos etapas, la primera se realiza desde el nivel de producción mediante perforaciones con ángulos positivos o ascendentes, las que no alcanzan o no conectan con el nivel de hundimiento, dejando un pilar de unos 4 m aproximadamente entre el techo de esta etapa y el piso del nivel de hundimiento, posteriormente la segunda etapa es realizada mediante perforaciones con ángulos negativos o descendentes, ejecutados desde el nivel de hundimiento y que forman parte del abanico de socavación. [21] Como contraparte al ejemplo antes señalado, se hace mención a las variantes de Hundimiento Previo, Hundimiento Avanzado y Hundimiento Avanzado Al Límite, en las cuales se tiene una batea que es independiente del nivel de hundimiento, ya que se construye íntegramente desde el nivel de producción, mediante perforaciones con ángulos positivos o ascendentes, son más largas que las mencionadas en el ejemplo anterior, dependiendo del diseño de perforación pueden alcanzar el techo o el piso del nivel de hundimiento. [21] La tabla 4 – 2 presenta la evolución de los diseños de las bateas en Mina El Teniente, en base a las restricciones de construcción generadas por las distintas variantes de hundimiento que se han empleado a lo largo de la explotación de la roca primaria. A cada tipo de diseño de batea, se adjunta un perfil típico, con la finalidad de dejar de manifiesto el impacto en la geometría de la visera de roca que ha provocado esta evolución. En este perfil se puede apreciar claramente las diferencias de altura de la visera de roca y las diferencias de volumen de la batea, según el tipo de diseño empleado.
53
Tabla 4 – 2: Evolución de los diseños de bateas en la Mina El Teniente. [3] [21] TIPOS VISTA EN PLANTA VISTA PERFIL
Rectangular 1982 -1993
Método de Explotación: Panel Caving Hundimiento Convencional. Alturas: 10, 12, 15 y 17 m. Layout: Tipo Teniente.
Botella 1984 - 1999
Método de Explotación: Panel Caving Hundimiento Convencional. Alturas: 12 m - 16.6 m. Layout: Henderson o LHD eléctrico.
Decahédrica 1991 - 1999
Método de Explotación: Panel Caving Hundimiento Convencional. Nota: Este tipo de batea se realizó a objeto de tener mejor interacción entre bateas. Alturas: 12 m - 16.6 m. Layout: Tipo Teniente.
54
Tabla 4 – 2: Evolución de los diseños de bateas en la Mina El Teniente. [3] [21] (Continuación)
TIPOS
(a)
VISTA EN PLANTA
VISTA PERFIL
Nota: Correspondió a un sector colapsado del Sector Ten-4 Sur, previamente explotado por Panel Caving Convencional.
Zanjas Paneles 1 y 2 SNV. 1992 – 1994 Método de Explotación: Hundimiento Previo y Avanzado (b) Zanjas Altas a cota piso UCL. (Ten 3 Isla y Proyecto Esmeralda)
TIPO (a) Altura: 12 m Layout: Tipo Teniente. Geometría de techo: Variable. TIPO (b) Altura: 18 m. Layout: Tipo Teniente. Geometría de techo: Decahédrica.
1994-1999
Zanjas Altas 1999-2009 Método de Explotación: Hundimiento Previo y Avanzado. Altura: 18 m 20 m. Layout: Tipo Teniente. Geometría de techo: Hexaédrica y Decahédrica.
Como se ha mencionado anteriormente, el volumen de la batea ha variado en base a la evolución que ha experimentado el diseño de éstas, el que depende de las distintas variantes de hundimiento empleadas en Mina El Teniente. 55
A modo de ejemplo se puede mencionar que en el diseño del Sector Teniente – 4 Sur, el cual posee una variante de explotación con Hundimiento Convencional, el volumen a extraer en la apertura de la batea es de 1651 m 3, considerando solamente las barrenaduras realizadas desde el nivel de producción, las que no alcanzan el nivel de hundimiento. En cambio en el diseño del Sector Reservas Norte, que posee una variante de Hundimiento Avanzado, el volumen a extraer en la apertura de la batea es de 5201 m 3, donde las barrenaduras alcanzan el techo del nivel de hundimiento. En la Figura 4 – 7, se muestran distintos diseños de barrenadura de bateas, pertenecientes a diferentes sectores de la Mina El Teniente. Esta figura contiene una elevación lateral y una vista en planta de dicho diseño, con la finalidad de hacer notar, entre otros aspectos, los diferentes largos de las perforaciones para la apertura de las bateas (elevación lateral) y los diferentes tipos de diseño de éstas (vista en planta). Además se adjunta una ficha técnica de cada sector referenciado por la figura, en la cual se señala, entre otros aspectos, el volumen arrancado para cada diseño. Esto para acentuar el hecho del cambio de geometría de la batea, en base a la variante de hundimiento. Mina Sur Andes Pipa FICHA TECNICA Método de Explotación: Panel Caving. Variante de Hundimiento: Convencional. Tipo de fortificación: Marcos de acero hormigonados. Nº de marcos: 4. Volumen arrancado: 1306 m3. Sección libre en punto de extracción: 3,5 m x 3,38 m Distancia visera (Dv): 11,4 m. Equipo a emplear: Pala LHD, 7 yd 3 Nº de plano: IM9 – 25785 – 0 “DISEÑO BARRENADURA ZANJA ESTANDAR”
Figura 4 – 7: Diseño de barrenadura de bateas.
56
Mina Reservas Norte FICHA TECNICA Método de Explotación: Panel Caving. Variante de Hundimiento: Avanzado. Tipo de fortificación: Marcos de acero hormigonados. Nº de marcos: 4. Volumen arrancado: 5201 m3. Sección libre en punto de extracción: 3,5 m x 3,38 m Distancia visera (Dv): 11,32 m. Equipo a emplear: Pala LHD, 7 yd 3 Nº de plano: IM9 – 25468 – 0 “DISEÑO BARRENADURA ESPECIAL ZANJA 20, ENTRE CALLES 14 Y 15”
Mina Esmeralda FICHA TECNICA Método de Explotación: Panel Caving. Variante de Hundimiento: Avanzado y Avanzado al límite. Tipo de fortificación: Marcos de acero hormigonados. Nº de marcos: 3. Volumen arrancado: 4173 m3. Sección libre en punto de extracción: 3,5 m x 3,38 m. Distancia visera (Dv): 10,75 m. Equipo: Pala LHD, 7 yd 3 Nº de plano: IM9 – 25787 – 0 “DISEÑO BARRENADURA ESPECIAL ZANJA 16”
Figura 4 – 7: Diseño de b arrenadura de bateas. (Continuación)
57
Mina Pilar Norte FICHA TECNICA Método de Explotación: Panel Caving. Variante de Hundimiento: Hundimiento Avanzado al Límite. Tipo de fortificación: Bóvedas de hormigón armado. Volumen arrancado: 4369 m3. Sección libre en punto de extracción: 4,0 m x 3,8 m Distancia visera (Dv): 11,13 m. Equipo a emplear: Pala LHD, 13 yd 3 Nº de plano: IM9 – 25721 – 0 “DISEÑO BARRENADURA ZANJA”
Mina Diablo Regimiento FICHA TECNICA Método de Explotación: Panel Caving. Variante de Hundimiento: Avanzado y Avanzado al límite. Tipo de fortificación: Marcos de acero hormigonados y Bóvedas de hormigón armado Nº de marcos: 3. Volumen arrancado: 4948,8 m3. Sección libre en punto de extracción: 4,6 m x 4,0 m. Bóvedas. 4,5 m x 4,0 m. Marcos. . Distancia visera (Dv): 12,1 m. Equipo: Pala LHD, 13 yd3 Nº de plano: IM9 – 20266 – 0. “DISEÑO BARRENADURA ZANJA ESTANDAR EN 3” CON DOS CHIMENEAS PILOTO MECANIZADA" Figura 4 – 7: Diseño de b arrenadura de bateas. (Continuación)
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Mina Teniente – 4 Sur FICHA TECNICA Método de Explotación: Panel Caving. Variante de Hundimiento: Convencional. Tipo de fortificación: Marcos de acero hormigonados. Nº de marcos: 4. Volumen arrancado: 1651 m3. Sección libre en punto de extracción: 3,5 m x 3,38 m. Distancia visera (Dv): 11,2 m. Equipo: Pala LHD, 7 yd 3. Nº de plano: IM8 – 18940 – 0 “DISEÑO BARRENADURA ZANJAS ESTANDAR”.
Figura 4 – 7: Diseño de b arrenadura de bateas. (Continuación)
En base a todo lo mencionado anteriormente y a modo de resumen, se tiene que en el inicio de la explotación de la roca primaria en la Mina El Teniente, se empleo el Panel Caving con Hundimiento Convencional, el cual posee volúmenes de batea relativamente pequeños, ya que ésta es realizada en dos etapas, donde la segunda es ejecutada gracias a perforaciones descendentes desde el nivel de hundimiento producto de la socavación. Posteriormente y fruto de la evolución de la variante de Hundimiento Convencional a Hundimiento Previo, Avanzada y Avanzado Al Límite, el volumen de la batea aumentó, debido a que ésta es realizada totalmente desde el nivel de producción, a causa de que el nivel de hundimiento se encuentra socavado. El uso del Hundimiento Previo, Avanzada y Avanzado Al Límite no implica necesariamente que el volumen de la batea deba ser grande. Existe un tipo de socavación llamado “Crinkle Cut” (Figura 4 – 8), que si bien es cierto, posee vulnerabilidades que escapan al alcance de este estudio, también posee ventajas, en relación con el control de la geometría, tanto de la batea como de la visera de roca.
59
La Figura 4 – 8, presenta el tipo de socavación “Crinkle Cut”, el que ha sido aplicada con éxito en Mina Palabora (Río Tinto), Mina DOZ (FreeMcMoran) y Mina North Parkes (Río Tinto). Así, también está siendo aplicada en el nuevo proyecto Ridgeway Deeps (Newcrest Mining Limited) que ha iniciado actividades de socavación el año 2008. [22]
Figura 4 – 8: Socavación tipo “Crinkle Cut”, Mina North Parkes. (Fuente: MassMin – 2000)
Dentro de las ventajas de este tipo de socavación, referente al tema del control geométrico, se puede mencionar que: Permite reducir el volumen a arrancar en la apertura de la batea, debido a que con las perforaciones inclinadas realizadas en el nivel de hundimiento, se obtiene de forma automática el ángulo inclinado de la visera de roca, por lo cual, en una segunda etapa, sólo resta perforar y tronar el volumen cúbico, el que claramente posee un volumen menor que el que se tiene en otros métodos de socavación (ver figura 4 – 8), en los que necesariamente y debido a su secuencia constructiva, tiene que realizarse la totalidad del trabajo desde el nivel de producción, abarcando un mayor volumen. Permite tener un mejor control del ángulo de la visera de roca, debido a que esté se consigue en una etapa anterior a la apertura de la batea y de forma independiente. En base a la utilización de este tipo de socavación, cabe mencionar que en la Mina El Teniente cuenta con basta una vasta experiencia en post-hundimiento y pre-hundimiento, este último en 60
su modalidad de “Narrow Cut”. Sin embargo no tiene experiencia en la modalidad de socavación tipo “Crinkle Cut”, a pesar de la experiencia mundial existente. [22] Actualmente en Mina El Teniente se han realizado estudios con la finalidad de incorporar este tipo de socavación, lo cual ha dado como resultado, que hacia fines del año 2009 se realice una prueba industrial de este diseño, el que ha sido utilizado con éxito en el extranjero. La aplicación de esta técnica de socavación ha sido aplicada en mallas de extracción tipo “Herringbone”, por este motivo, su aplicación en mallas tipo Teniente no tiene precedente, y presenta un desafío en términos de planificación, geomecánica, ingeniería, y operaciones. A continuación se presenta una figura del diseño que se utilizará en la prueba industrial a realizarse en la Mina El Teniente, en el sector Extensión Sur, Teniente – 4 Sur. Mina Extensión Sur, Teniente – 4 Sur (Socavación Crinkle Cut) FICHA TECNICA Método de Explotación: Panel Caving. Variante de Hundimiento: Avanzado. Tipo de fortificación: Marcos de acero hormigonados. Nº de marcos: 4. Volumen arrancado: 2039 m3. Sección libre en punto de extracción: 3,6 m x 3,38 m Distancia visera (Dv): 10,9 m. Equipo a emplear: Pala LHD, 7 yd 3 Nº de plano: IM8 – 25403 – 0 “ALTERNATIVA DISEÑO BARRENADURA ESTANDAR”
Figura 4 – 9: Diseño de barrenadura de bateas, para tipo de socavación “Crinkle Cut”
61
4.7
DESGASTE DE LA VISERA DE ROCA.
El desgaste de la visera de roca es una de las variables más determinantes en la cuantificación de daños de puntos de extracción. Se evalúa mediante el monitoreo de la Distancia Visera (Dv) (Figura 4 – 5), el cual debiese ser realizado periódicamente. Este parámetro puede ser empleado en la estimación de la vida útil restante real del punto de extracción, para luego ser comparada con la de diseño, con la finalidad de decidir las posibles reparaciones de éste. El desgaste de la visera de roca, es función del tonelaje a extraer desde la batea y de la variante de hundimiento empleada, esto se aprecia en la gráfico 4 – 1. El gráfico 4 – 1 fue obtenido luego de realizar un estudio en los sectores Teniente – 4 Sur y RENO considerando para ello la variante de Hundimiento Convencional y del sector Esmeralda, en las áreas donde se utilizó Panel Caving con Hundimiento Previo.
Convencional Límite de Desgaste
Previo
Primario Extraído (Kt)
Gráfico 4 – 1: Curvas de desgaste de visera de roca para los sectores Teniente – 4 Sur, RENO y Esmeralda para puntos de extracción con marcos de acero y la proyección del desgaste hasta las 450.000 toneladas de primario extraído. [10]
62
Este estudio se realizó con la finalidad de estimar el desgaste que tendrán las viseras de roca del futuro Proyecto Nuevo Nivel Mina. En el estudio antes mencionado, se determinó que para una extracción mayor a 250.000 toneladas, las curvas del desgaste de visera de roca serán extrapoladas, con la finalidad de alcanzar las mayores alturas de columna de mineral primario asociadas a los tonelajes esperados en el Proyecto Nuevo Nivel Mina [10], en el gráfico 4 – 1 éstas son representadas por las curvas punteadas. El Gráfico 4 – 1, interpreta el comportamiento del desgaste de la visera de roca de acuerdo al tonelaje de material primario pasante por cada punto de extracción, además se aprecia la directa relación con la variante de explotación empleada. En base a la experiencia se ha estimado que el límite del desgaste de la visera de roca es de 1,5 m, y está dado por la distancia máxima de desgaste esperada, para que el equipo LHD cargue lo más perpendicular posible al punto de extracción. Además, esta distancia representa la pérdida del primer marco de acero situado en la zona de obra civil, por lo tanto con esta pérdida de visera y dependiendo el tonelaje total a extraer, este punto de extracción ya debe repararse. [10] En el gráfico 4 – 1, se observa que el desgaste de la visera de roca es mayor en las primeras 80.000 toneladas de mineral primario extraído. Posterior a este tonelaje, los desgastes de visera tiende a estabilizarse disminuyendo la pendiente de la curva. Además, queda en evidencia el claro efecto que produce el paso del frente de explotación (abutment stress) en la vida útil de los puntos de extracción, es así como para el caso del sector Esmeralda en donde la variante de explotación es Panel Caving con Hundimiento Previo, el desgaste de 1,5 m se presenta sobre las 180.000 toneladas, es decir, se logra la extracción del 100% de la altura de mineral primario. En cambio para los sectores Teniente – 4 Sur y Reservas Norte en donde la variante de explotación es Panel Caving con Hundimiento Convencional, el desgaste de 1,5 m se presenta aproximadamente a las 40.000 toneladas de mineral primario extraído, lo cual es equivalente al 25% de la columna total.
63
4.8
MECANISMOS DE DAÑO DE LOS PUNTOS DE EXTRACCIÓN.
4.8.1
Definiciones.
•
Daño al macizo rocoso: En el contexto ingenieril, el Daño es cualquier cambio en las propiedades del material, degradando el funcionamiento de estos. (Brown et al. 1994).
•
Causa de los daños: Son aquellas condiciones mecánicas que producen deformación permanente o fracturamiento del macizo rocoso. (Brown et al. 1994).
•
Mecanismo de daño: Esta es la manera en la cual responde el macizo rocoso a los daños causados o el proceso que toma lugar en el macizo rocoso durante la carga y descarga, provocando eventualmente la falla. (Bieniawski, 1967)
•
Evolución de los daños: Esta es la acumulación de los mecanismos de daños asociados a la actividad minera que conduce al deterioro del macizo rocoso. La evolución puede ser gradual o repentina, dependiendo de las causas y de las propiedades del macizo rocoso.
4.8.2
Conceptualización de los daños en los puntos de extracción.
Los puntos de extracción se ven afectados por mecanismos de daño producto de la actividad minera y pueden generar un gran impacto en los costos de extracción, ya sea por la reparación misma, como por la disponibilidad del punto de extracción y su entorno para producir. [4] Al conocer los mecanismos de daño, es posible mitigar o disminuir la acción de estos, obteniendo mayores rendimientos y por ende bajar los costos de reparación y producción. A continuación se describen alguno de los mecanismos que influyen en el deterioro de los puntos de extracción de la Mina El Teniente. 4.8.2.1 Daño producido por la redistribución de esfuerzos. [4] [12] Los esfuerzos in situ son afectados por las cavidades generadas por la minería, provocando zonas de concentración de esfuerzos y zonas de desconfinamiento que deben ser consideradas al evaluar la estabilidad de las labores de los distintos niveles de la mina. [12]
64
La figura 4 – 10 presenta dos ejemplos de daño a los puntos de extracción provocados por la redistribución de esfuerzos.
Desprendimiento de hormigón. Marco de acero doblado.
Figura 4 – 10: Daño en puntos de extracción producidos por la redistribución de esfuerzos.
Dependiendo de la variante del sistema de explotación, es la magnitud del daño provocado por el paso del frente de hundimiento. Por ejemplo en Panel Caving con Hundimiento Previo, al ser realizados los desarrollos bajo área socavada se obtienen mejores condiciones de trabajo y se produce un menor daño en la infraestructura. En cambio si se emplea Panel Caving con Hundimiento Convencional o con Hundimiento Avanzado al Límite, las obras realizadas son afectadas en mayor medida, ya que son expuestas a la acción de la zona de Abutment Stress. En Panel Caving con Hundimiento Avanzado, en lo que tiene relación con la construcción de los puntos de extracción, éstos pueden ser llevados a cabo en la zona de preminería, dejando un pilar en la galería zanja entre puntos de extracción, en la franja que le corresponde a la batea. Esta construcción temprana produce que los puntos de extracción se expongan a la zona de Abutment Stress, aumentando la probabilidad de daño. La otra opción es realizar su construcción bajo área socavada con lo cual se obtienen resultados similares a los obtenidos con el Hundimiento Previo. 65
4.8.2.2 Daño producido por el control estructural. Las estructuras presentes en el macizo rocoso, según la teoría de bloques, forman pequeños bloques potencialmente inestables, que al ser activados por la redistribución de esfuerzos, tronadura de la zanja, flujo del material y otros, deslizan a favor del vector de manteo de la superficie inclinada de la visera de roca o caen por fricción o rotura, con lo cual se genera un deterioro del punto de extracción, especialmente en la zona de la visera de roca. La figura 4 – 11, presenta un esquema del arreglo estructural y como éste podría generar bloques potencialmente inestables.
Figura 4 – 11: Daño por deslizamiento de bloques inestables sobre la visera del punto de extracción. [4]
Dentro de un análisis de bloques, se pueden establecer dos tipos de bloques que favorecerían el desgaste o daño de las viseras de los puntos de extracción, ambas situaciones estructurales tendrían un efecto importante en el daño de las viseras de roca.
66
•
Cuña tipo túnel: Se debe considerar que este tipo de cuña no desliza, si no que podría caer por fricción o rotura. Además se encuentra en la trayectoria del flujo de mineral, lo que permite un mayor desgaste de la zona.
Figura 4 – 12: Cuña tipo túnel. [4]
•
Cuña tipo portal: Este tipo de cuña debe deslizar, pero existe una componente de fuerzas extremas que se anteponen al deslizamiento, como lo es el material que se encuentra dentro de la batea.
Figura 4 – 13: Cuña tipo portal. [4]
67
De aquí se desprende el siguiente teorema: En el caso que una de las viseras presente las condiciones para la ocurrencia de una de las dos fallas, la visera opuesta presentará la otra condición, para el otro tipo de falla (Bloque primo). De acuerdo a lo anterior, es válido sostener que cada una de las viseras de roca, de similar batea tienen comportamientos de estabilidad diferentes, según el arreglo estructural presente. Los daños que se observan en los puntos de extracción, tienen relación con una deformación del punto, lo que indica un movimiento relativo entre los bloques. Este movimiento se acrecienta por el efecto del frente de hundimiento y más aún por la apertura de la batea. 4.8.2.3 Daño producido por la presencia de agua. La presencia de agua, se considera dentro de los factores que deterioran el punto de extracción, debido a que existe una fuerte evidencia que la presencia de fluidos en los poros aún sin presión, puede tener una influencia importante sobre la resistencia del macizo rocoso, lavando sus estructuras y ayudando a su deslizamiento. La estructura de la obra civil construida en un punto de extracción, al estar expuesta a la presencia de agua (generalmente ácida en Mina El Teniente) se va deteriorando, ya que ésta actúa como un agente corrosivo, lo que se traduce en una disminución de la capacidad del sistema del soporte para mitigar los demás mecanismos de daño a los cuales es expuesto.
Figura 4 – 14: Presencia de agua en la obra civil de un Punto de Extracción.
68
4.8.2.4 Daño producido por la granulometría del mineral. Si la granulometría del mineral es muy gruesa, es necesario mayor tronadura secundaria con respecto a una granulometría mas fina. Además al ser el mineral más grueso o de mayor tamaño, produce un mayor desgaste en la visera de roca producto del flujo del mineral y su correspondiente erosión. También produce un aumento de esfuerzos, debido a los golpes de los grandes fragmentos de mineral sobre la visera de roca que se producen en la extracción.
Figura 4 – 15: Daño producido por granulometría gruesa del mineral que escurre por la batea. [4]
Figura 4 – 16: Fotografía de mineral grueso en un punto de extracción.
69
4.8.2.5 Daño producido por la tronadura de batea. El diseño de la barrenadura de batea es dependiente del sistema de explotación y sus variantes, ya que debe adaptarse a los distintos diseños existentes entre calles, niveles y altura de socavación, lo cual restringe el diseño. Los daños producidos en la visera de roca y por ende en el punto de extracción, se deben a la geometría de la batea, más específicamente a la estrechez de la base de ésta. Se puede apreciar en la figura 4 – 7, que el diseño de la barrenadura de batea del Sector Pilar Norte, posee una geometría estrecha en la base, lo que reduce el espacio con que se cuenta para barrenar los tiros, lo que implica que deben perforarse desde un mismo punto. (Figura 4 – 17) Esto provoca una alta concentración de cargas, al efectuarse la tronadura se genera una mayor liberación de energía, dañando la visera de roca, sobre-excavándola y generando un posible desarme estructural, afectando la vida útil del punto de extracción. Si bien es cierto, no es posible impedir el daño en la visera de roca, si se puede lograr mediante un adecuado control de la perforación y tronadura, un daño que sea aceptable. [51]
Figura 4 – 17: Daño por alta concentración de cargas sobre la visera del punto de extracción. [4]
70
4.8.2.6 Daño producido por el escurrimiento de mineral. Una batea está conformada por una serie de superficies, las cuales son generadas luego de realizar su tronadura de apertura. A continuación la figura 4 – 18, señala las diferentes superficies que la conforman.
Figura 4 – 18: Dibujo esquemático que muestra la nomenclatura utilizada en las superficies que generan la batea recolectora. [24]
El plano inclinado de la batea, geométricamente es diferente para cada tipo de diseño de ésta, en cuanto a la cantidad de planos (en una batea puede haber más de un plano inclinado), inclinación y manteo. Por lo tanto, habrán diseños más y menos favorables a este tipo de mecanismo de daño. El plano inclinado de la visera de roca contiene el vector de manteo, el que queda definido por su inclinación (Dip) y por la dirección hacia donde apunta (Dip Direction). Este vector de manteo
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debe inclinar al centro de la batea, debido a que el escurrimiento del material fragmentado se produce preferentemente en la dirección de este vector, generándose un flujo uniforme. La siguiente figura 4 – 19, muestra que el vector de manteo (representado por una flecha azul) no necesariamente posee una inclinación hacia el centro de la batea. Cabe mencionar que la geometría presentada por esta figura no es representativa de la totalidad de los diseños de batea existentes, sólo se utiliza a modo de ejemplo y para dejar en claro la situación a la que hace referencia este párrafo. El daño se produce cuando el vector de manteo se inclina hacia la parte de menor altura (Figura 4 – 19 (a)), producto del diseño y operación de la batea, que genera que el material fragmentado escurra preferentemente por el lado que tenga “menos visera”, deteriorando el punto de extracción más rápidamente que si escurriera uniformemente por una visera de roca más robusta.
(b) (a)
(c)
Figura 4 – 19: Esquema que muestra la máxima inclinación del plano inclinado de la visera de roca de un punto de extracción. [24]
El flujo del mineral fragmentado que escurre por la batea producto de la extracción, paulatinamente va erosionando la superficie inclinada de la visera de roca, esto se produce
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debido a la resistencia al flujo que opone la superficie inclinada, la cual aumenta en la medida que disminuye el ángulo de escurrimiento. La erosión de la visera de roca provoca la sobre-excavación del Crown Pillar, disminuyendo su robustez posibilitando la ocurrencia de un fallamiento del punto de extracción.
Figura 4 – 20: Daño por erosión debido al escurrimiento del material quebrado sobre la visera de roca del punto de extracción. [4]
Cabe mencionar que existe una relación directa entre la altura de la columna de roca extraída y el porcentaje de daño, a mayor altura de columna de roca extraída, mayor es el porcentaje de daño que se produce, esto se debe a que existe un mayor tonelaje de mineral fragmentado que escurre por la batea hacia el punto de extracción, produciendo el desgaste de la visera de roca. (Ver Gráfico 4 – 1) Hay que tener presente que a mayor porcentaje de extracción de la columna de roca, menor es la vida útil restante del punto de extracción.
73
4.8.2.7 Daño producido por la geometría de la batea. La geometría de la visera de roca, provoca que algunos mecanismos de daño sean acentuados, mientras que otros se aminoren, a continuación se hace mención a alguno de estos efectos. En relación a la altura de la visera de roca se puede mencionar que:
Figura 4 – 21: Altura de la visera de roca. [4]
“Mientras a mayor altura ocurra el cambio en la inclinación del vector de manteo a los 90º, más se favorece el flujo del material hacia el centro de la calle zanja” [24], esto incide en que se aminore el daño por la erosión del flujo del material fragmentado. Otro aspecto al que se puede hacer mención, es que en la medida que sea menor la altura de la visera, el volumen de roca del Crown Pillar también será menor y por ende, a igual estado tensional, habrán diseños de bateas más o menos favorables a la distribución de esfuerzos que ocurren en los bordes del Crown Pillar.
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En la medida que sea mayor la altura de la visera, se obtienen bateas más estrechas, lo cual implica un menor volumen disponible para el escurrimiento del mineral, por lo tanto se produce una mayor probabilidad que se generen trancamientos de grandes fragmentos de roca (Figura 4 – 22). Al producirse la situación antes mencionada, es más complicado y riesgoso producir el destrancamiento de la batea, debido a que los fragmentos trancados se encuentran a mayor altura, lo que genera complicaciones para realizar una posible tronadura secundaria.
Figura 4 – 22: Daño por impacto de planchones grandes sobre la visera de roca del pun to de extracción. [4]
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CAPÍTULO 5: FORTIFICACIÓN Y OBRAS CIVÍLES EN PUNTOS DE EXTRACCIÓN. 5.1
INTRODUCCIÓN.
Como se indicó en el capítulo anterior, el diseño de puntos de extracción en la Mina El Teniente esta dividido de una serie de fases, dentro de las cuales se encuentra el diseño de la fortificación y obras civiles para puntos de extracción. Esta fase de diseño de la fortificación y obra civil está dividida en dos etapas, una en donde se diseña la fortificación de la zona de la visera de roca y que se encuentra a cargo del Área de Geomecánica y otra en donde se diseña la obra civil y que está a cargo del Área de Diseño Civil. Para cada una estas etapas existe una variada gama de opciones que se pueden emplear para satisfacer los distintos requerimientos y situaciones presentes en los diferentes sectores de la Mina El Teniente. Este capítulo tiene por finalidad describir distintos tipos de fortificación y obra civil utilizados en la zona de la visera de roca y en la zona de obra civil respectivamente. Destacando principalmente los elementos que componen cada tipo y señalando sus respectivas características. Además se hace hincapié en las opciones disponibles para generar un diseño que este acorde con los requerimientos. Indudablemente realizar una revisión de cada uno de los distintos tipos tanto de fortificación como de obra civil para los puntos de extracción existentes al interior mina, y además mencionar cada uno de sus detalles, resulta irrealizable debido a la cantidad de distintas situaciones que se pueden llegar a presentar y a las que deben dar solución. Es por lo expresado anteriormente, que en este capítulo sólo se describen aquellos tipos que se consideran más relevantes y comunes para los puntos de extracción. Además y como ejemplo de las diferencias que se presentan para un mismo tipo, es que se muestran distintas figuras en las que se aprecian claramente estas diferencias.
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5.2
CABLES VISERA.
Corresponden a cables de acero de alta resistencia que son fabricados en distintas longitudes, diámetros y calidades. Son instalados en el interior de perforaciones de 35 – 105 mm de diámetro y adheridos a la roca por medio de una lechada de cemento. [4] Reciben este nombre debido a que su función es reforzar la visera de roca, pero este tipo de fortificación también es utilizada en otros casos al interior de la mina, donde sólo se denomina fortificación con cables. Los cables visera cumplen principalmente la función de refuerzo de la visera de roca, previniendo la apertura de estructuras geológicas y el deslizamiento de bloques a lo largo de planos de debilidad. Con esto se consigue retardar el deterioro de la visera de roca, permitiendo que los puntos de extracción alcancen la vida útil de diseño, con la menor cantidad de reparaciones posible. 5.2.1
Propiedades de los cables de acero.
El desarrollo de nuevos aceros, ha permitido contar con mayores posibilidades para seleccionar elementos de fortificación de mejores características de resistencia y flexibilidad. No existen limitaciones considerables en la utilización de cables en cuanto a su longitud y capacidad de carga, ya que su reducido peso unitario permite que sean instalados manualmente, además son adheridos a las paredes de las perforaciones con lechada de cemento convencional de fácil aplicación. En la siguiente tabla se presentan las propiedades que poseen los cables de acero que se instalan en la visera de roca de los puntos de extracción. Tabla 5 – 1: Propiedades de cables de acero. [4] Diámetro 0,5" (12,7 [mm]) 0,6" (15,24 [mm]) Peso 0,775 [kg/m] 1,102 [kg/m] Resistencia a la ruptura 18,7 [t] 26,5 [t] Calidad 270 K Según norma ASTM A 416 – 80 Tipo 7 Alambres, exento de lubricantes
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La tabla 5 – 2 presenta las características del grouting empleado en el afianzamiento de los cables de acero a la roca. Tabla 5 – 2: Características del grouting [4] Dosificación Inyección 1 saco de cemento 13 lt de agua A presión constante de 350 cm 3 Sikament FF – 86. 4 a 6 [kg/cm 2] En caso de mezclado manual agregar adicionalmente hasta 50 [cm 3] de Sikament FF – 86. Además de las propiedades presentadas en las tablas anteriores, los cables de acero deben cumplir con una serie de características, las que se presentan a continuación: [14] •
Diámetro, largo y calidad de acero según lo especificado por diseño.
•
No presentar claros signos de oxidación.
•
Su eje longitudinal deberá estar recto.
•
No deberán presentar fisuras.
•
No deberán estar doblados.
•
No deberán presentar a lo largo de su longitud cualquier alteración o transformación que pueda afectar su funcionalidad (por ejemplo, que muestren indicios de haber sido sometidos a calor excesivo).
•
Distribución de cables de acuerdo a lo especificado por proyecto.
5.2.2
Diseños de cables visera.
En el diseño de los cables visera, lo que se hace principalmente es determinar la distribución de estos elementos, de tal forma que cumplan con la función de refuerzo de la visera de roca descrita anteriormente, para lo cual se debe tener en cuenta las características estructurales de cada sector, lo que se traduce finalmente en que no exista un diseño único. En el diseño de los cables visera se define: la cantidad de cables a instalar (número de paradas), su ubicación, su inclinación (tanto paralelo al eje de la galería zanja como perpendicular a éste), el lago de cada cable y el tipo de cable (generalmente es del tipo 4 sin planchuela, ya que no son tensados (para detalles ver figura 5 – 3)).
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En la figura 5 – 1, se aprecia un plano de diseño que muestra la distribución de los cables. En la figura (a) se puede apreciar la cantidad de paradas (4), su espaciamiento y su distribución en planta, en la figura (b) se aprecia la inclinación de los cables y la forma en que cubren la visera de roca para reforzarla, finalmente en la figura (c) se aprecia la inclinación de los cables para cada una de las paradas. Este diseño sólo representativa para el sector al cual hace referencia.
(a) Planta.
(b) Perfil.
Parada 1
Parada 2
Parada 3
Parada 4
- 3 Cables Birdcage. - Tipo 4. - Largo 7 m.
- 3 Cables Birdcage. - Tipo 4. - Largo 7 m.
- 3 Cables Birdcage. - Tipo 4. - Largo 4 m.
- 3 Cables Birdcage. - Tipo 4. - Largo 5 m.
(c) Vista frontal de cada parada. Figura 5 – 1: Plano de d iseño de la distribución de cables de acero en la visera de roca. (Plano IM9 - 10486 - 0, Sector Reservas Norte, puntos de extracción, fortificación con cables)
79
En la figura 5 – 2, se aprecian claras diferencias existentes con el diseño anterior, con esto queda de manifiesto que no existe un diseño estándar y que debe ser analizado caso a caso.
(a) Planta.
(b) Perfil. Parada 1 - 3 Cables Birdcage. (L 4 m) - 1 Cable Birdcage. (L 6 m) - Tipo 4. Parada 2 - 3 Cables Birdcage. (L 4 m) - 1 Cable Birdcage. (L 6 m) - Tipo 4. Parada 3
Parada 1
Parada 2
Parada 3
- 1 Cables Birdcage. (L 4 m) - 1 Cable Birdcage. (L 6 m) - Tipo 4. Parada 4 - 2 Cables Birdcage. (L 4 m) - 1 Cable Birdcage. (L 6 m) - Tipo 4. Parada 5 - 1 Cables Birdcage. (L 4 m) - 1 Cable Birdcage. (L 6 m) - Tipo 4. Parada 6
Parada 4
Parada 5 (c) Vista frontal de cada parada.
Parada 6
- 2 Cables Birdcage. (L 4 m) - 1 Cable Birdcage. (L 6 m) - Tipo 4.
Figura 5 – 2: Plano de diseño de la distribución de cables de acero en la visera de roca. (Plano IM9 - 8027 - 0, Sector Esmeralda, nivel de producción, puntos de extracción, fortificación con cables)
80
5.2.3
Tipos de cables de acero.
De acuerdo a las características de flexibilidad y capacidad de tensión requeridos para lograr un mejor control en la estabilidad de las labores, se han diseñado una serie de configuraciones de cables y elementos suplementarios que lo componen. [4]
Figura 5 – 3: Cables de acero. (Plano IM9 – 6446 – 2)
81
5.3
TIPOS DE OBRAS CIVILES.
Uno de los tópicos más importantes en el diseño y posterior operación de un punto de extracción es el tipo de obra civil a emplear, es primordial que ésta sea adecuada a los requerimientos que se deben satisfacer con su construcción. El tipo de obra civil a emplear en un punto de extracción, además de mitigar la acción de los mecanismos de daño, debe ser económica y operacionalmente viable de construir. No es racional llevar a cabo la construcción de una obra civil que llegue a ser tan sólida como un “bunker” y que podría perdurar eternamente, primero por que en la explotación de niveles inferiores y producto del hundimiento, se encontraría con ella haciendo difícil su manejo, segundo, sería un desperdicio tanto desde el punto de vista económico, como del tiempo requerido en su construcción, ya que el uso para el que se destinará esta infraestructura, no amerita esta gran inversión de dinero y tiempo. Por lo tanto, en el diseño de puntos de extracción se debe llegar a un balance adecuado entre el costo y el rendimiento requerido. A lo largo de los años que se ha explotado la roca primaria en Mina El Teniente, se ha empleado más de un tipo de sostenimiento de puntos de extracción, en la búsqueda de disminuir costos y aumentar la productividad, pero aún existen espacios de mejora, por lo que hasta hoy en día se mantiene la base de los diseños empleados en los primeros puntos de extracción construidos en las primeras explotaciones realizadas en roca primaria, claro que con algunas mejoras efectuadas gracias a la experiencia adquirida y a las nuevas herramientas tecnológicas disponibles. Como ejemplo del intento de innovación realizado en este ámbito, se pueden mencionar aquellos puntos de extracción fortificados totalmente con cables de acero, tanto en la zona de la visera de roca como en la zona de obra civil. Este tipo de sostenimiento se empleó en los sectores Esmeralda (Cuando se empleaba Hundimiento Previo) y Teniente – 4 Sur (Hundimiento Convencional). A pesar de ser un diseño económico en cuanto al costo de construcción y ser de fácil implementación, “Los resultados no fueron muy promisorios, debido a que al poco tiempo de iniciada la operación, tuvieron que refortificarse con otro tipo de obra civil” [10], lo cual incremento los costos de la extracción del mineral, además se tenía el inconveniente que los 82
cables de acero se ajustan al contorno de la galería, inclusive a la sobre-excavación de ésta, lo que en ocasiones generó grandes secciones en los puntos de extracción, produciendo problemas de seguridad tanto a los equipos como a las personas, esto sumado a los daños por estallido de roca en el sector Teniente – 4 Sur, condujo a tomar la determinación de desechar esta opción definitivamente. Actualmente en la Mina El Teniente se emplean cables de acero como sistema de sostenimiento de la zona de la visera de roca y en la zona de obra civil se emplean dos tipos de diseño característicos que son Bóvedas de hormigón armado y Marcos de acero hormigonados. Estos dos tipos de diseños de obras civiles poseen varias similitudes en cuanto a sus elementos de construcción y otros aspectos, pero son bastante diferentes entre uno y otro. A continuación se describe cada tipo de obra civil y se mencionan los principales componentes empleados en su construcción. 5.3.1
Marcos de acero hormigonados.
El soporte utilizado en los puntos de extracción ha evolucionado empíricamente. Inicialmente entre los años 1980 a 1984, el soporte estaba compuesto por 7 marcos de acero embebidos en concreto reforzado, junto con placas de desgaste instaladas en la zona más cercana a la batea, este tipo de diseño se presenta en la figura 5 – 4, mostrando una elevación lateral y una vista frontal, en la que se aprecian los componentes y su disposición.
Figura 5 – 4: Puntos de extracción con 7 marcos de acero con defensa. (1980 – 1984) [20]
83
Posteriormente entre los años 1985 a 1986, el número de marcos de acero fue reducido a 5, debido a que los últimos dos marcos no sufrieron ningún daño. Adicionalmente, dos barreras verticales fueron instaladas, eliminando las placas de desgaste.
Figura 5 – 5: Punto de extracción con 5 marcos de acero. (1985 – 1986) [20]
Finalmente entre los años 1986 y 1990, como resultado de investigaciones, el número de marcos de acero fue reducido a tres. Como se aprecia en la figura 5 – 6.
Figura 5 – 6: Punto de extracción con 3 marcos de acero. (1986 – 1990) [20]
84
Este tipo de obra civil utilizada en el reforzamiento de puntos de extracción, se construye en base a la instalación de marcos de acero, los cuales son afianzados al contorno de la labor por pernos de anclaje. Entre la roca y los marcos de acero se instala un doble paño de malla electrosoldada, luego toda esta estructura es cubierta por hormigón de alta resistencia. Esta obra civil cumple principalmente la función de contención, es decir, le incorpora un cierto grado de confinamiento al macizo rocoso para contrarrestar la convergencia de la labor, disminuyendo la probabilidad de ocurrencia de derrumbes hacia el interior de la galería. [14] En la figura 5 – 7 se aprecia una vista tridimensional de la disposición de los marcos de acero y sus respectivos pernos de fijación. La cantidad de marcos mostrada en la figura no es representativa de todos los sectores de la Mina El Teniente, ya que varía entre un sector y otro dependiendo de sus características y necesidades.
Figura 5 – 7: Vista tridimensional de los marcos de acero y sus correspondientes pernos de fijación.
85
La figura 5 – 8 presenta la distribución de los elementos empleados en la construcción de este tipo de obra civil, como por ejemplo los pernos de anclaje distribuidos alrededor de la galería, los marcos de acero hormigonados, la carpeta de rodado y el doble paño de malla electrosoldada. Un aspecto importante de hacer notar y que se aprecia claramente en la figura 5 – 8, es que la sobre-excavación alrededor de una galería no es uniforme y varía entre una y otra, razón por la cual no es posible determinar con exactitud la cantidad de hormigón a emplear en su relleno y sólo es factible realizar una estimación promedio del hormigón a usar en la construcción de este tipo de obra civil.
Figura 5 – 8: Vista frontal del diseño de puntos de extracción empleando como obra civil marcos de acero hormigonados. Figura extraída desde el plano IM8 – 18903, perteneciente al sector Esmeralda. (Dimensiones en milímetros)
86
En la figura 5 – 9 se muestra una elevación lateral del diseño de puntos de extracción con marcos de acero hormigonados y lo que se quiere hacer notar con esta figura es la disposición que poseen los pernos de anclaje instalados en la corona, la cantidad de marcos de acero (tres en este caso) y el espaciamiento que hay entre un marco y otro. Si bien es cierto, todos los diseños de los distintos sectores investigados en este estudio que poseen este tipo de obra civil, tienen los mismos elementos de construcción y se instalan de forma muy semejante, la distribución de cada uno puede variar según las características propias de cada sector. Por ejemplo, en otros sectores el número de marcos empleados es cuatro, los que se encuentran espaciados de manera uniforme cada 1 m, además por cada marco se instalan pernos de anclaje hacia la corona en forma perpendicular y no inclinados como los de la figura. Estas diferencias en el diseño producen diferencias en la cantidad de materiales empleados y por ende en los costos a considerar en su construcción.
Figura 5 – 9: Elevación lateral del diseño de puntos de extracción empleando como obra civil marcos de acero hormigonados. Figura extraída desde el plano IM8 – 18903, perteneciente al sector Esmeralda. (Dimensiones en milímetros)
87
Para efectos de realizar una mejor descripción de la secuencia constructiva y en base a la geometría del contorno de la labor, se ha dividido en dos zonas el perímetro de la galería, las cuales se describen a continuación. •
Muro: Corresponde a la sección vertical recta de los marcos y que coinciden con las cajas de la galería. Esta zona posee una altura aproximada de 1,8 m y depende de las dimensiones de la labor.
•
Corona: Corresponde a la sección sobre la zona de muro, coincide con el techo de la labor y es de forma curva.
Figura 5 – 10: Vista frontal en la que se aprecian las zonas en las que se divide esta obra civil.
Con la finalidad de dar una visión más acabada de este tipo de obra civil, se realiza una descripción de los materiales empleados en su construcción, resaltando los aspectos más importantes de ellos, como por ejemplo, la calidad que deben poseer basado en ciertas normas tanto nacionales como internacionales adoptados por la División El Teniente.
88
5.3.1.1. Materiales. •
Marcos de acero (Tipo M1): Están formados por dos estructuras de acero, cada una posee un extremo recto y el otro curvo, ambas se unen por el extremo curvo formando un marco. Su diseño final y las dimensiones de su perfil dependen de las cargas que actúan sobre él.
Las especificaciones de los marcos se encuentran en los planos de diseño correspondientes a cada sector, donde también se indican las características geométricas. A continuación se presenta un plano de diseño de marcos de acero, en donde se aprecia la geometría de la estructura y sus dimensiones asociadas, las cuales son válidas sólo para el sector al cual hace referencia el plano y no pueden suponerse válidas para sectores distintos, debido a la heterogeneidad de las características de un sector y otro. ( Figura 5 – 11)
Figura 5 – 11: Elevación típica medio marco M – 1. Plano IM9 – 9893, válido para Reservas Norte sector andesita. (Medidas en milímetros)
89
•
Marcos de acero (GI – 140): Se hace mención a este tipo de marco de acero, con la finalidad de dejar en claro que el tipo M – 1, no es el único que se ha empleado en la construcción de puntos de extracción.
Este tipo de marcos fue empleado en el sector Teniente – 4 Sur, alrededor del año 1996, con la finalidad de mejorar el comportamiento de los puntos de extracción que presentaban hasta ese entonces. A continuación se presenta un resumen comparativo entre ambos marcos de acero: [27] Características marco de acero GI-140: •
Acero St55
•
Tensión de Fluencia
σy
•
Tensión de Rotura
σs
Características marco de acero M – 1: •
A – 36.
= 350 [MPa]
•
Tensión de Fluencia
= 550 [MPa]
•
Tensión de Rotura σs=400-550 [MPa]
Geometría de la sección:
σy
= 250 [MPa]
Geometría de la sección:
•
Altura H = 140 [mm]
•
Altura H = 204 [mm]
•
Base B = 110 [mm]
•
Base B = 165 [mm]
•
Espesor alma s = 12 [mm]
•
Espesor alma s = 8 [mm]
•
Área A = 53 [cm 2]
•
Área A = 54 [cm 2]
•
Momento de inercia Ixx = 1586 [cm 4]
•
Momento de inercia Ixx = 3052 [cm 4]
Figura 5 – 12: Perfil marco GI – 140. [27]
Figura 5 – 13: Perfil marco M-1
90
•
Pernos de anclaje: Utilizados para afianzar los marcos de acero a la roca circundante de la labor. Los aceros empleados en la elaboración de barras laminadas en caliente para hormigón armado, se clasifican según su grado, el que tiene como forma general de designación: [15] A ZZZ – YYY H
Donde: A
Acero al carbono
ZZZ YYY
Caracteres numéricos que representan la tensión máxima del acero. [MPa] Caracteres numéricos que representan el límite de fluencia mínimo del acero.
H
[MPa] Acero para uso en hormigón armado.
En la tabla 5 – 3 se muestran las propiedades mecánicas para el acero empleado en la construcción de los pernos de anclaje. Tabla 5 – 3: Propiedades mecánicas para pernos de anclaje. [14] [16] Resistencia a la Tracción (Fu) Límite de Fluencia (Fy) Calidad del Acero MPa Kg/mm 2 MPa Kg/mm2 A 44 – 28 H
440
44,9
280
28,6
La tabla 5 – 4 señala el número de pernos de anclaje a emplear en la construcción de este tipo de obra civil, además de otras características, como por ejemplo el diámetro del perno. Las cantidades indicadas por esta tabla se enmarcan dentro de un rango, debido a la variabilidad de características entre un sector y otro, estos valores fueron obtenidos al tomar las cantidades máximas y mínimas de entre los sectores analizados por este estudio. Tabla 5 – 4: Cantidad de pernos de anclaje. Material Acero Pernos de anclaje.
Calidad
Diámetro
Cantidad
Anclaje mín. en roca sana
A 44 – 28 H
22 mm
28 unid – 52 unid.
1,5 m – 2,4 m
Los pernos de anclaje deben cumplir con las siguientes características físicas y de diseño: [14] −
Longitud de perno de anclaje de acuerdo a diseño.
91
−
Diámetro del perno especificado de acuerdo a diseño.
−
Calidad de acero correspondiente al diseño.
−
No presentar claros signos de oxidación.
−
Su eje longitudinal debe estar recto.
−
No deben presentar fisuras.
−
No deben presentar a lo largo de su longitud cualquier alteración o transformación que pueda afectar su funcionalidad (por ejemplo, que muestren indicios de haber sido sometidos a calor excesivo).
−
Separación entre pernos y paradas de acuerdo a lo especificado por diseño.
•
Malla electrosoldada: Es un componente empleado en la construcción de obras civiles para puntos de extracción, está formada por dos sistemas de elementos (barras o alambres), uno longitudinal y otro transversal, que se cruzan entre si perpendicularmente y cuyos puntos de contacto están unidos mediante soldaduras eléctricas por fusión, es decir sin aporte de material, lo que permite lograr uniones sólidas.
La malla electrosoldada se fabrica con alambre trefilado laminado en frío, adquiriendo gran resistencia a la tensión. La forma general de designación de la calidad es AT XXX – YYY H. Donde:
Acero.
A T XXX
Trefilado/laminado. Caracteres numéricos que representan la tensión máxima del acero.
YYY
[MPa] Caracteres numéricos que representan el límite de fluencia mínimo del
H
acero. [MPa] Para uso en Hormigones.
En la tabla 5 – 5, se indican las propiedades mecánicas del alambre para mallas electrosoldadas. Tabla 5 – 5: Propiedades mecánicas para mallas electrosoldadas. Resistencia a la Tracción (Fu) Límite de Fluencia (Fy) Calidad del Acero MPa Kg/mm 2 MPa Kg/mm2 AT 56 – 50 H
560
57,1
500
51
92
La tabla 5 – 6 indica el rango en el cual varia normalmente la cantidad de malla electrosoldada empleada en la construcción de puntos de extracción con marcos de acero hormigonados. Tabla 5 – 6: Cantidad de malla electrosoldada. Calidad Cantidad AT 56 – 50 H 28 m 2 – 80 m2 La tabla 5 – 7 describe algunos de los tipos de mallas electrosoldadas utilizadas en la construcción de este tipo de obra civil, siendo la más común la de tipo C – 257. Tabla 5 – 7: Descripción de algunos tipos de mallas electrosoldadas. [13] Reticulado Sección alambre. Peso Tipo (mm) (mm) (Kg./m2) C – 131 150 x 150 5,0 2,08 C – 158 150 x 150 5,5 2,53 C – 166 100 x 100 4,6 2,60 C – 221 150 x 150 6,5 3,50 C – 196 100 x 100 5,0 3,08 C – 257 150 x 150 7,0 4,11 C – 443 150 x 150 9,2 7,30 •
Hormigón: Material que resulta de la mezcla de agua, arena, grava, cemento, eventualmente aditivos y adiciones, en proporciones adecuadas que, al fraguar y endurecer adquiere resistencia máxima, es utilizado en la carpeta de rodado, emplantillado y en el hormigonado de los marcos de acero.
Se clasifica según su resistencia a la compresión, la cual se expresa de la siguiente forma general: [15] H – XX Donde: H XX
Hormigón. Caracteres numéricos que representa la resistencia específica a la compresión. [MPa]
93
En la tabla 5 – 8, se muestra la clasificación del hormigón según su resistencia a la compresión y los usos más comunes a los que se aplica en la construcción de marcos de acero hormigonados. Tabla 5 – 8: Clasificación de hormigones por resistencia a compresión, empleados en la construcción de marcos de acero hormigonados. Grado. [14]
2 Usos en la construcción de marcos de Resistencia específica (fc) [15] acero hormigonados. MPa3. (Kg/mm2)
H–5 H – 10
Emplantillado
H – 15
5
0,51
10
1,02
15
1,52
H – 30
Hormigonado de los marcos de acero.
30
3,06
H – 70
Carpeta de rodado.
70
7,14
La cantidad de hormigón empleado en los distintos usos es variable y depende de las condiciones propias de la zona de emplazamiento, como por ejemplo la sobre-excavación generada en la labor. En la tabla 5 – 9 se muestra la cantidad promedio empleada en la construcción de marcos de acero hormigonados en un punto de extracción. Tabla 5 – 9: Cubicación general del hormigón empleado en la construcción de marcos de acero hormigonados. Grado.
Usos.
Cubicación.
H–5 H – 10
Emplantillado
0,45 m 3 – 1 m3
H – 15
2 3
H – 30
Hormigonado de los marcos de acero.
7 m3 – 15 m3
H – 70
Carpeta de rodado.
6 m 3 – 9 m3
La resistencia específica es alcanzada a los 28 días de fragüe. 1 Mpa = 0,1019716 Kg/mm 2 1 cm2 = 100 mm 2
94
5.3.2
Bóvedas de hormigón armado.
Consiste en la construcción en el punto de extracción de una estructura de hormigón armado. Esta estructura se compone de una capa de hormigón de alta resistencia, sostenida mediante una armadura de acero constituida por hierros redondos, que poseen un cierto diámetro y un cierto largo. Esta armadura se instala siguiendo el contorno de la galería, siendo sostenida firmemente por pernos de anclaje afianzados a la roca mediante lechada. En la figura 5 – 15 se muestra una vista tridimensional de una bóveda de hormigón armado, en ella se aprecian algunos elementos empleados en su construcción, tales como los pernos de anclaje de la armadura, los cuales quedan embebidos en el hormigón de alta resistencia. La distribución de los pernos de anclaje mostrados en la siguiente figura no es representativa para el resto de los sectores analizados en este estudio, ya que cada sector posee su propio diseño en base a sus necesidades, por ejemplo en algunos sectores se emplean pernos de anclaje instalados en la corona, en cambio en otros se utilizan más paradas. Todo depende de las condiciones particulares presentes en la zona de emplazamiento.
Figura 5 – 15: Vista tridimensional de una bóveda de hormigón armado.
95
En la figura 5 – 16 se muestra una vista frontal típica de este tipo de obra civil, la cual presenta una visión más completa de la distribución de los principales elementos empleados en su construcción que la exhibida en la figura anterior, también se aprecian algunas de las dimensiones de cada elemento, como por ejemplo el espesor de diseño de la capa de hormigón y la disposición de los pernos de anclaje utilizados para el sostenimiento de la armadura de acero, además se muestra la carpeta de rodado y su respectivo emplantillado. A diferencia de la figura anterior, en la figura 5 – 16 se aprecia el diseño de una bóveda de hormigón con pernos lechados instalados en la corona, además el diseño presentado por esta figura no considera pernos de anclaje hacia el piso. Estos son sólo algunos ejemplos de las diferencias que existen entre un diseño y otro.
Figura 5 – 16: Vista frontal típica de un punto de extracción construido con Bóveda de Hormigón armado. Se puede apreciar la disposición de los principales elementos empleados en su construcción, como por ejemplo el hormigón y los pernos de anclaje. (Las medidas están en mm)
96
En la figura 5 – 17 se presenta una elevación lateral de una bóveda de hormigón armado, en la cual se aprecia el número de paradas de pernos de anclaje, la armadura de refuerzo (elemento no mostrado en las figuras 5 – 15 y 5 – 16) y algunas de las dimensiones de la infraestructura, tales como el largo y alto. Para la figura 5 – 17 se realiza la misma acotación hecha anteriormente con respecto a su representatividad absoluta, es decir, es representativa sólo de forma general, ya que de forma particular, existen variaciones entre un sector y otro dependiendo de los requerimientos y particularidades de cada uno.
Figura 5 – 17: Elevación lateral Bóveda de hormigón armado, en la cual se aprecia la disposición espacial de los elementos empleados en la construcción de bóvedas de hormigón armado. (Las medidas están en mm)
Con la finalidad de dar una visión mas acabada de este tipo de obra civil, se realiza una descripción de los materiales empleados en su construcción, resaltando los aspectos más importantes de ellos, como por ejemplo, la calidad que deben poseer basado en ciertas normas tanto nacionales como internacionales adoptadas por la División El Teniente. 97
5.3.2.1 Materiales. •
Hormigón: Material que resulta de la mezcla de agua, arena, grava, cemento, eventualmente aditivos y adiciones, en proporciones adecuadas que, al fraguar y endurecer adquiere su resistencia máxima. [15]
Para la construcción de puntos de extracción con la utilización de bóveda de hormigón armado como obra civil, los usos del hormigón y su calidad es idéntico al señalado por la tabla 5 – 8 correspondiente a marcos de acero hormigonados, pero con la diferencia que en este caso el hormigón H – 30 es empleado en el hormigonado de zapatas, muros y corona. (Ver tabla 5 – 8 para observar los detalles) La cantidad de hormigón a utilizar es variable y depende de las condiciones propias de cada sector, como por ejemplo la sobre-excavación generada en la labor. La tabla 5 – 10 señala un rango aproximado de la cantidad empleada en el hormigonado de zapatas, muros y corona. Tabla 5 – 10: Cubicación del hormigón empleado en el hormigonado de zapatas, muros y corona. Grado.
Cubicación.
H – 30
12 m3 – 17 m3
En cuanto a la cantidad empleada en el emplantillado y en la carpeta de rodado esta es coincidente con la señalada en la tabla 5 – 9 de la sección anterior correspondiente a marcos de acero hormigonados. •
Aceros: Material empleado en la construcción de las armaduras de refuerzo para hormigón armado y en el anclaje de estas estructuras.
La tabla 5 – 11 se muestran las propiedades mecánicas para el acero empleado en la armadura del hormigón y en los pernos de anclaje de ésta. Tabla 5 – 11: Propiedades mecánicas para el acero de refuerzo para hormigón. [14] [15] Resistencia a la Tracción (Fu) Límite de Fluencia (Fy) Calidad del Acero MPa Kg/mm2 MPa Kg/mm2 A 63 – 42 H
630
64,2
420
42,8
98
La tabla 5 – 12 señala la cantidad empleada de acero según el uso y además de otras características necesarias de conocer. Los valores señaladas en esta tabla son un promedio aproximado de la cantidad de materiales empleados en la construcción de una bóveda de hormigón armado de un punto de extracción, ya que no es posible estandarizarlo debido a la variación que se tiene producto de las condiciones particulares de cada sector (tamaño de sección). Tabla 5 – 12: Resumen de los materiales a emplear. Material
Calidad
Diámetro
Cantidad
Acero Armaduras. Acero Pernos de Anclaje.
A 63 – 42 H
22 mm
1,5 t - 2 t
Anclaje mín. en roca sana -
A 63 – 42 H
22 mm
40 unid – 117 unid.
1,8 m – 2,4 m
Cabe hacer notar que en relación a la cantidad empleada en acero de armaduras, ésta se expresa en toneladas, ya que las barras no poseen un largo determinado y dependiendo de las necesidades del sector es realizada su construcción. En cambio, el acero para pernos de anclaje posee un largo determinado el cual debe ser lo suficiente como para satisfacer el anclaje mínimo en la roca sana, por lo cual su cantidad se expresa en unidades, las que dependen del diseño de cada sector, pero en general varía dentro del rango presentado en la tabla 5 – 12. •
Malla electrosoldada: Definida anteriormente para el caso del diseño con marcos de acero hormigonados. Se emplea en el caso que exista una sobre-excavación mayor a 30 cm, por lo cual la cantidad a emplear es variable y depende de cada caso en particular.
5.3.2.2 Armaduras. Se le llama armadura a la estructura de sostenimiento del hormigón, está compuesta por barras de acero, las cuales fueron descritas anteriormente. Hay tres tipos de armadura, las que dependen de su posición en el contorno de la labor, estás son: armadura de zapata, de muro y de bóveda.
99
•
Armadura zapata: Sirve de soporte a la armadura de los muros y de la corona. Está compuesta por barras de acero de unos 60 cm de largo, las que en uno de sus extremos son dobladas en 90º formando una especie de “L”, este extremo es apoyado en el piso y el otro extremo queda en posición vertical.
•
Armadura muro: Armadura correspondiente a las cajas de la galería, por lo cual se asocia con la sección recta de la armadura, aproximadamente posee 1,8 m de altura. Esta constituida de barras de acero las que son afianzadas a la armadura de zapata y sirve de soporte a la armadura de corona.
•
Armadura corona: Se construye siguiendo el contorno de la corona de la galería, por lo cual las barras de acero empleadas en su construcción deben seguir la forma curva que posee esta sección.
En la siguiente figura 5 – 18 se presenta una vista frontal con cada una de las armaduras
Armadura Corona.
Armadura Muro Armadura Zapata.
Figura 5 – 18: Armaduras empleadas en la construcción de bóvedas de hormigón armado.
100
5.4
COMPARACIÓN DE LOS TIPOS DE OBRAS CIVILES EN PUNTOS DE EXTRACCIÓN.
A continuación se presenta una tabla comparativa de algunos aspectos de los dos tipos de obras civiles que se construyen como puntos de extracción, actualmente en la Mina El Teniente, como medio de fortificación para los puntos de extracción. Esta comparación es relativa, ya que debido a la variabilidad existente entre un sector y otro, se hace imposible establecer un valor único, razón por la cual se entrega un rango de valores, el cual fue obtenido al revisar cada unos de los sectores que fueron objeto de este estudio y determinar el valor mínimo y el máximo de entre ellos. Tabla 5 – 13: Comparación de elementos que conforman los tipos de obras civiles. Elementos considerados Marcos de acero hormigonados
Bóvedas de hormigón armado.
Arcos de acero
6 – 8 arcos de acero.
No aplica
Marcos
3 – 4 Marcos
No aplica
Pernos de Anclaje.
28 unid – 52 unid.
Acero para armaduras
No Aplica
91 unid – 117 unid. 1,5 t – 2 t. (aproximadamente)
Hormigón H – 5 ó 10 ó 15. Emplantillado
0,45 m3 – 1 m3
0,45 m3 – 1 m3
Hormigón H – 30. Hormigonado de marcos de acero.
7,5 m3 – 15 m3
No Aplica.
Hormigón H – 30. Hormigonado de zapatas, muros y corona.
No Aplica.
12 m3 – 16 m3
Hormigón H – 70. Carpeta de Rodado.
6 m3 – 9 m 3
6 m3 – 9 m3
2
2
Aplica en el caso de sobre-excavación mayor a 30 cm y su cantidad será variable para cada caso.
Malla Electrosoldada.
50 m – 80 m
Estimación plazos de construcción. Costos [29]
14 turnos (100%)
18 turnos (122 %)
150%
100 %
101
CAPÍTULO 6: METODOLOGÍA DE CÁLCULO DE LA CARGA DEBIDO AL PESO DE LA ROCA. 6.1
INTRODUCCIÓN.
Dentro de la metodología de diseño de puntos de extracción, el cálculo de la carga debido al peso de la roca que actúa sobre éste, es la primera fase a realizar. Ésta se encuentra a cargo de la Superintendencia de Geomecánica (SGM) la cuál pertenece a la Gerencia de Recursos Mineros y Desarrollo (GRMD) de la División El Teniente. Esta fase consiste en determinar la carga viva 4 que deberá soportar la estructura a construir en un punto de extracción. De la magnitud de esta carga, depende el grado de robustez con que se debe diseñar la obra civil. Para el caso particular del diseño de un punto de extracción, se considera como carga viva a la carga de roca perteneciente al Crown Pillar y que afecta a la estructura. Actualmente la estimación de la carga es obtenida mediante la Teoría que Terzaghi desarrolló a través de su experiencia en la construcción de túneles. Si bien es cierto, esta teoría es bastante simple y no fue realizada para minería, por lo cual no contempla la totalidad de las situaciones a que es sometido un punto de extracción, dejando de lado aspectos como el paso de la zona de abutment stress, para los casos de hundimiento convencional, hundimiento avanzado al límite y hundimiento avanzado con construcción de puntos de extracción delante del frente de socavación. Se puede decir en su favor, que es el método empleado desde que se inició la construcción de puntos de extracción hace más de 25 años, con las primeras explotaciones de roca primaria en el sector Teniente – 4 Sur. [53] Esta teoría es expuesta en detalle en el siguiente acápite de este estudio, con la finalidad de dejar en claro las consideraciones que contempla. 4
Carga viva: Tipo de carga que deben soportar las estructuras de las obras civiles. Para detalles ver acápite 7.2.2.2 “Estudio de cargas”.
102
6.2
CLASIFICACIÓN DE LA CARGA DE ROCA DE TERZAGHI. [36]
En 1946, Terzaghi propuso un sistema simple de clasificación de roca para estimar las cargas que deben soportar los marcos de acero en túneles. Describió varios tipos de rocas, con base en su experiencia en túneles ferroviarios con soporte de acero, en los Alpes. Además, asignó rangos de cargas de roca según las diferentes condiciones del terreno. Terzaghi, intentó plasmar su experiencia de modo que pudiera servir a otros. Su publicación ha tenido desde el día de su emisión un uso extenso en la construcción de túneles. A continuación se señala parte del artículo publicado por Terzaghi. Terzaghi, en la introducción de su artículo, hace hincapié a la importancia de la exploración geológica que deberá hacerse antes de completar el diseño del túnel y sobre todo insiste en conseguir información sobre las estructuras del macizo rocoso. “Desde el punto de vista de la ingeniería, el conocimiento del tipo e intensidad de las estructuras en el macizo rocoso puede ser más importante que el tipo de roca que se pueda encontrar. Por lo tanto, durante la exploración hay que dar especial atención a las estructuras del macizo rocoso. El informe geológico deberá contener una descripción detallada de las estructuras observados en términos geológicos. También deberá contener una clasificación tentativa del macizo rocoso en términos de su uso para túneles, como por ejemplo: formación de bloques.” En su artículo procede con la definición de estos términos para túneles como sigue: •
Roca intacta: No tiene fracturas ni vetillas. Por lo tanto, cuando se rompe, lo hace a través de la roca sana. Debido al daño que se produce en la roca con el uso de explosivos, pueden caer planchones del techo, varias horas o varios días después de la tronadura. La roca dura, intacta, también puede verse afectada por pequeños estallidos de roca o “popping”, lo que implica la separación espontánea y violenta de lajas de roca de las paredes o del techo.
103
•
Roca estratificada: Está constituida por capas individuales con poca o ninguna resistencia a la separación a lo largo del plano de contacto entre estratos. La capa puede haberse debilitado o no debido a fracturas transversales. Los desprendimientos son comunes en este tipo de roca.
•
Roca medianamente fisurada: Tiene fracturas y vetillas, pero los bloques entre las juntas están soldados o tan trabados, que los muros verticales no necesitan refuerzo. En rocas de este tipo, se puede encontrar dos condiciones a la vez: “popping”, mencionada anteriormente y “spalling” que corresponden a descascaramientos de la roca.
•
Roca fracturada en bloques: Es una roca químicamente inalterada o casi intacta, cuyos fragmentos se encuentran totalmente separados unos de otros y no están trabados. Esta clase de roca puede necesitar soporte en las paredes.
•
Roca triturada pero químicamente sana: Tiene la apariencia de ser un producto proveniente de un chancador. Si los fragmentos, en su mayoría o todos, son de tamaño arena y además no ha habido recementación, la roca triturada que está bajo el nivel de las aguas freáticas tiene las propiedades de una arena saturada.
•
Roca comprimida: Avanza lentamente en el túnel sin aumento perceptible de volumen. Un prerrequisito de compresión es un porcentaje elevado de partículas microscópicas o submicroscópicas de micas y de minerales arcillosos de baja capacidad de expansibilidad.
•
Roca expansiva (hinchada): Avanza básicamente en el túnel debido a su propia expansión. La capacidad de hinchazón parece estar limitada a las rocas que contienen minerales arcillosos como la montmorillonita, con una alta capacidad de expandirse.
El concepto usado por Terzaghi para estimar la carga de roca transmitida a los marcos de acero para el soporte de un túnel se ilustra en el diagrama simplificado de la figura 6 – 1. Su teoría plantea que durante la construcción del túnel habrá algún relajamiento de la cohesión de la formación rocosa sobe el túnel y en los lados de éste. La roca suelta dentro del área a – c – d – b tenderá a irrumpir en el túnel.
104
A este movimiento se opondrán fuerzas de fricción a lo largo de los límites laterales a c y b d, estas fuerzas de fricción transfieren la parte más importante del peso de la carga de roca W 1 al material de los lados del túnel. El techo y los lados del túnel no tienen que soportar más que el resto de la carga que equivale a una altura Hp. El ancho B 1 de la zona de la roca donde existe el movimiento, dependerá de las características de la roca y de las dimensiones Ht y B del túnel.
Superficie
W1
B1 H
c
d
Hp
Ht b
a B
Figura 6 – 1: Diagrama simplificado que representa el movimiento de roca suelta hacia un túnel y la transferencia de carga a la roca circundante. [36]
Terzaghi realizó muchas pruebas de maqueta (modelos físicos a escala), utilizando arena sin cohesión, para estudiar la forma de lo que él llamaba “el arco del suelo” encima del túnel. Con base en estas pruebas y en su experiencia en túneles con refuerzos con marcos de acero, propuso una escala de valores de cargas de roca señalada en la tabla 6 – 1. Las notas al pie de la misma y que acompañaban el artículo original se incluyen para complementarlo. 105
Tabla 6 – 1: Clasificación de Terzaghi para carga de roca en túneles con soporte de marcos de acero. [36] Carga de roca Hp (m) sobre el techo del túnel con ancho B (m) y altura Ht (m) a una profundidad superior de más de 1,5 · (B + Ht)*. Condición de la roca Altura de la carga de roca Hp (m) Observaciones Soporte liviano si hay bloques sueltos o 1.- Dura y Masiva Cero lajamiento, también si existen posibilidades de “popping”. Soporte liviano, más que nada como 2.- Dura pero estratificada** (0 a 0,5) · B protección contra desprendimiento. La carga puede variar erráticamente de 3.- Masiva ligeramente fisurada (0 a 0,25) · B un punto a otro. 4.- Medianamente fracturada en 0,25 · B a 0,35 · (B + Ht) No hay presiones laterales. bloques algo abiertos. 5.- Muy fracturada en bloques y las (0,35 a 1,10) · (B + Ht) Poca o ninguna presión lateral. fracturas abiertas. Presiones laterales considerables. Los efectos de las infiltraciones hacia el 6.- Totalmente triturada pero 1,10 · (B + Ht) piso del túnel requieren apoyo continuo químicamente inalterada. para las partes bajas de los marcos, o bien marcos circulares. 7.- Roca comprimida, profundidad (1,10 a 2,20) · (B + Ht) moderada. Considerable presión lateral. Se recomienda usar marcos circulares. 8.- Roca comprimida a gran (2,10 a 4,50) · (B + Ht) profundidad. Hasta 76,2 m , independiente del Se recomienda marcos circulares. En 9.- Roca expansiva. casos extremos se recomienda marcos valor de (B + Ht) deslizantes. *Se supone que el techo del túnel se encuentra bajo el nivel freático. Si se localiza permanentemente arriba del nivel freático, los valores que se indican de 4 a 6 podrán disminuirse en un 50 %. **Algunas de las formaciones rocosas más comunes contienen capas de lutita***. Cuando no está meteorizada, la lutita verdadera no está peor que otras rocas estratificadas. Sin embargo, la palabra pizarra se aplica muchas veces a sedimentos arcillosos muy compactos que todavía no adquieren las propiedades de la roca. Esta mal llamada lutita puede comportarse en un túnel como una roca comprimida y aún expansiva. Si una formación consiste en una secuencia de capas horizontales de arenisca y de lutita inmadura, la excavación del túnel se complica muchas veces con una compresión progresiva de la roca en ambos lados del túnel, provocando un movimiento descendente del techo. Además, una baja resistencia al deslizamiento en los límites entre la tal lutita y la roca, probablemente reducirá mucho la compacidad de apuntalar que tiene la roca encima del techo. Por lo tanto, en esta clase de formaciones, la presión sobre el techo puede ser tan grande como en una formación muy fracturada en bloques. ***El término inglés shale se ha traducido como pizarra arcillosa, pero se prefiere usar el de lutita para la roca sedimentaria y el de pizarra (slate) para la metamórfica, a fin de evitar confusiones al principiante.
106
6.3
METODOLOGÍA PARA EL CÁLCULO DE CARGAS.
La metodología empleada en la estimación de la carga producida por el peso de la roca y que debe soportar un punto de extracción, se divide en una serie de etapas secuenciadas como se indica en la figura 6 – 2. Estas etapas han sido agrupadas en tres bloques según su naturaleza.
6.3.1 INFORMACI N DE ENTRADA. 6.3.1.1 6.3.1.2
GEOMETRÍA DE LA GALERÍA ZANJA. INFORMACI N GEOL GICA.
6.3.2 RESOLUCIÓN DEL PROBLEMA 6.3.2.1
APLICACIÓN DE LA TEORÍA DE TERZAGHI.
6.3.3 INFORMACI N DE SALIDA 6.3.3.1
MEMORIA DE CALCULOS.
FIN Figura 6 – 2: Diagrama de flujo de las etapas pertenecientes a la fase de la estimación de la carga producto del peso de la roca.
El bloque denominado “Información de entrada” contiene la información necesaria para emplear la metodología de Terzaghi. El segundo bloque “Resolución del problema”, contiene la aplicación de la Teoría de Terzaghi que se emplea en esta fase, como medio para dar solución al problema planteado en esta etapa y que es estimar la carga viva que debe soportar la estructura que conforma el punto de extracción. El tercer y último bloque se denomina “Información de salida”, y hace referencia a la información que debe ser entregada al finalizar ésta fase, como resultado del trabajo realizado, como respaldo técnico y para que sea empleada en la siguiente fase del diseño de puntos de extracción.
107
A continuación se realiza una descripción de cada una de las etapas que forman parte de la metodología de la estimación de la carga viva y que son señaladas en el diagrama de flujo presentado anteriormente. 6.3.1
Información de entrada.
6.3.1.1 Geometría de la galería zanja. La geometría de la galería zanja depende principalmente del tamaño del equipo LHD, lo que define, posteriormente, la sección del punto de extracción. Esta información se emplea como entrada a la fórmula planteada por Terzaghi en su teoría de estimación de la carga de roca. Estas fórmulas fueron presentadas en la tabla 6 – 1 de este capítulo. Específicamente, se debe conocer el ancho y el alto de la galería (B y Ht según nomenclatura de Terzaghi), cuyas unidades están dadas en metros. 6.3.1.2 Información geológica. Como señala el propio Karl Terzaghi en su teoría, se debe contar con información geológica del sector de emplazamiento del punto de extracción, a fin de decidir con certeza la condición de la roca a la cual hace referencia la primera columna de la tabla 6 – 1. Esto se debe a que cada condición de roca tiene asociada una fórmula distinta para estimar la altura de la columna de roca (Hp), que afectará al punto de extracción. Otro dato que es necesario conocer y que se obtiene de la información geológica, es la densidad de la roca del sector, ésta posee como unidades [t/m 3]. 6.3.2
Resolución del problema.
Con la información antes mencionada, se procede a estimar el valor de la carga viva, producto del peso de ésta, que debe soportar la estructura que conforma el punto de extracción. Para lo cual, y como se ha planteado en este capítulo, se utiliza la Teoría de Terzaghi para dar solución a este problema.
108
6.3.2.1 Teoría de Terzaghi. La forma de emplear esta teoría es la siguiente: 1. Determinar la condición de la roca del sector, en base a los criterios planteados en la Teoría de Terzaghi. 2. Determinación de la altura de la zona en movimiento que requiere ser soportada por las cajas y el techo de la labor (Hp), en base a las fórmulas propuestas por Terzaghi (para cada condición de roca se tiene una fórmula distinta). Importante: En este punto, cabe señalar un aspecto clave observado durante la realización de este estudio. La condición de roca señalada en la tabla 6 – 1, utilizada en la totalidad de los cálculos observados 5, es la 5, la cual corresponde a una “Roca muy fracturada en bloques y las fracturas abiertas”, por lo cual la ecuación que se emplea es: Hp = (0,35 a 1,10) · (B + Ht) [m] Dentro del rango de valores que señala la ecuación y según la bibliografía revisada, el valor asignado generalmente es 0,725, que corresponde al promedio de la suma de los valores extremos de este rango, es decir:
( 0,35 + 1,10 ) = 0,725 2 Pero no existe ninguna regla que señale el valor adecuado a utilizar, este queda a criterio del ingeniero encargado, quien debe analizar las condiciones particulares del caso al que se quiere aplicar esta metodología. Además, no se debe olvidar que lo que se está obteniendo mediante las ecuaciones señalas en la tabla 6 – 1, es la altura de la columna de roca que carga al túnel, en este caso, al punto de extracción. 5
Según la bibliografía revisada. [30], [31], [32], [37] y [38].
109
3.
Determinación de la carga de roca, para lo cual se emplea la siguiente fórmula. Carga de roca = Hp * γ γ [t/m2]
Donde: Hp: Altura zona en movimiento (requiere ser soportada por techo y paredes), [m].
γ γ: Densidad de la roca, [t/m 3]. Importante: Según lo observado en la realización de este estudio, una forma de considerar el paso de la zona de Abutment Stress por sobre el punto de extracción, en los casos que corresponda (convencional, avanzado al límite y avanzado con construcción de puntos de extracción delante del frente de socavación), es suponer un factor de seguridad y aplicarlo a la carga obtenida. El valor observado para el factor de seguridad es de 1,35. Lo mencionado anteriormente se ejemplifica a continuación: Suponiendo una carga de 10 [t/m 2] y un factor de seguridad de 1,35, la carga final obtenida es de 13,5 [t/m2]. Se debe mencionar que esta regla debe ser analizada para caso en particular y solo se hace mención a ella como ejemplo de formas de considerar la minería al utilizar la Teoría de Terzaghi, por lo que no constituye una norma de uso general. 6.3.3
Información de salida.
6.3.3.1 Memoria de cálculos. Este es un documento de respaldo técnico, el cual contiene un resumen de lo realizado. En la memoria de cálculo se señalan todas aquellas consideraciones efectuadas durante el proceso de estimación de la carga debido al peso de la roca.
110
6.4
EJEMPLO DE CÁLCULO DE CARGAS.
A continuación se presenta un ejemplo del cálculo de la carga viva, realizado en base a la Teoría de Terzaghi, éste se basa en lo que actualmente se realiza en la Mina El Teniente, es decir, se presentan criterios y supuestos que son adoptados por los ingenieros encargados de esta fase del diseño de puntos de extracción. Datos: •
Condición de la roca: Según la información geológica, la roca donde se emplazará el punto de extracción es muy fracturada en bloques y fracturas abiertas.
•
Densidad de la Roca: El tipo de roca es una Dacita, cuya densidad es de 2,63 t/m 3.
•
Dimensiones de la galería: 4,3 x 4,0 m (B y Ht, según planteamiento de Terzaghi)
Resolución del problema: A.4 La descripción realizada sobre el tipo de roca, corresponde a la condición 5 de la tabla propuesta por Terzaghi. (tabla 6 – 1) A.5 Debido a la condición de la roca, se utiliza la ecuación asociada a ésta. Se considera 0,725 como valor para el factor que acompaña a la ecuación. Hp = (0,35 a 1,10) · (B + Ht) [m] Hp = 0,725 · (4,3 + 4) [m] Hp = 6,02 [m] A.6 Finalmente, el valor de la carga de roca es: Carga de roca = Hp * γ [t/m2] Carga de roca = 6,02 [m] * 2,63 [t/m3] Carga de roca = 15,83 [t/m2] Carga de roca ≈ 16 [t/m2]
111
CAPÍTULO 7: METODOLOGÍA DE DISEÑO DE LA OBRA CIVIL. 7.1
INTRODUCCIÓN.
El diseño de la obra civil en la Mina El Teniente, actualmente se encuentra a cargo del Área de Diseño Civil la que forma parte de la Superintendencia de Ingeniería Mina (SIM) perteneciente a la Gerencia de Minas (GMIN). La fase de diseño es clave para la correcta operatividad de los puntos de extracción, pues de ella depende en gran medida, que se alcance la vida útil para la cual fue diseñada la obra, con bajos índices de reparaciones y en condiciones que satisfagan los requerimientos para los cuales son construidas. En lo que dice relación con el diseño estructural, hay una serie de parámetros que deben ser considerados y analizados en profundidad, si se quieren obtener resultados positivos, acordes a los estándares utilizados en obras de este tipo. [50] [54] Dentro de los parámetros que se deben considerar, se pueden mencionar los siguientes: 7.1.1
Costo.
Debe ser acorde a un estándar, el cuál puede ser estimado en base a la experiencia, plasmada ya sea en presupuestos de obras similares anteriores o en personas expertas en el tema, las que aplicando su conocimiento y criterio sean capaces de estimar un valor en el cual basar el diseño. 7.1.2
Plazo.
No es racional efectuar un diseño en el cual se requiera emplear un tiempo excesivo en su construcción, comprometiendo el cumplimiento de las fechas de entrega del proyecto. Se debe ajustar a plazos razonables acordes con los estándares. Para lograr este objetivo se pueden emplear elementos que sean de rápida instalación y funcionamiento o realizar diseños más simples y de fácil construcción.
112
7.1.3
Dimensiones.
Este parámetro toma relevancia para el diseño de marcos de acero. Se debe cautelar que las dimensiones de los elementos que conforman la estructura, permitan que éstos puedan ser ingresados por los accesos y manipulados fácilmente en la zona de construcción del punto de extracción, sin poner en riesgo a trabajadores ni equipos, al considerar estructuras demasiado grandes, que serán difíciles de manipular posteriormente en la etapa de construcción. 7.1.4
Vida útil.
Se debe procurar que el diseño tenga una vida útil igual o superior a la duración estimada para el punto de extracción, para que éste cumpla con su función correctamente. 7.1.5
Seguridad estructural.
El factor de seguridad de diseño de las distintas partes que pueden conformar un punto de extracción (hormigón, acero, pernos de anclaje, pernos de conexión) debe ser consistente con los reglamentos y normas nacionales o internacionales, según sea solicitado en los criterios de diseño, considerando exigencias adicionales que pudiera requerir División El Teniente, relacionadas con el tipo de estructura y su uso. 7.1.6
Materiales.
Considerar la disponibilidad de los materiales a emplear en la construcción de la obra civil. En lo posible, éstos deben ser de fácil adquisición y de rápida entrega en el mercado nacional. Ya que construir componentes especiales o adquirirlos en el extranjero resulta generalmente más caro y conlleva una mayor cantidad de tiempo en la entrega, que el adquirir elementos de uso más general en el mercado nacional. 7.1.7
Mantenibilidad.
Procurar que la estructura pueda ser reparada fácilmente si es que fuese necesario, para realizar mantenciones rápidas, que impliquen tener la estructura fuera de servicio el menor tiempo posible.
113
Luego de mencionar los parámetros más importantes a considerar en la fase de diseño de la obra civil, se procede a realizar la descripción de ésta, señalando las etapas que se deben realizar. Para ello se presenta la figura 7 – 1, la cual señala los pasos a seguir en esta fase, éstos son agrupados en tres bloques, dependiendo de su naturaleza. INFORMACI N DE ENTRADA. −
− − − −
DEFINICIÓN DE LA CARGA DEBIDO AL PESO DE LA ROCA. SECTOR DE EMPLAZAMIENTO. GEOMETRIA DE LA GALERÍA ZANJA. CRITERIOS DE DISEÑO. PRESUPUESTO.
RESOLUCI N DEL PROBLEMA. − − − − −
ESTRUCTURACIÓN. ESTUDIO DE CARGAS. MODELACIÓN (COMPUTACIONAL) ANALISIS DEL MODELO. VERIFICACIÓN DE LA RESISTENCIA.
INFORMACI N DE SALIDA. − −
MEMORIA DE CALCULOS. PLANOS DE DISEÑO DE LOS COMPONENTES.
Figura 7 – 1: Descripción general de la fase de diseño de la obra civil a emplear en la zona de emplazamiento del punto de extracción.
Con la finalidad de dejar en claro la naturaleza a la que hacen referencia los bloques señalados en la figura 7 – 1, se describe cada uno de ellos. El bloque denominado “Información de entrada” contiene la información necesaria para iniciar la fase de diseño. Con esta información se consigue tener una clara visión de la situación en la que se enmarca el diseño, cuales son los límites: económicos, normativos (normas internacionales, nacionales e internas adoptadas por la División El Teniente) y otros temas que deben ser considerados en el diseño. El segundo bloque “Resolución del problema”, contiene los pasos que deben ser realizados de forma secuenciada y que definen la forma de manejar la información de entrada, con la finalidad de llegar a los resultados esperados. El tercer y último bloque se denomina “Información de salida” y hace referencia a la información que debe ser entregada al finalizar la fase de diseño de la obra civil, como resultado del trabajo realizado y para que posteriormente sea empleada en la siguiente fase del diseño de puntos de extracción.
114
7.2
ETAPAS DE DISEÑO DE LA OBRA CIVIL.
El diseño de la obra civil a utilizar en la construcción de los puntos de extracción, se divide en una serie de etapas, las que se encuentran secuenciadas, de modo que permitan obtener un resultado que satisfaga los requerimientos de calidad y costos de la forma más adecuadamente posible con los recursos disponibles para ello. A continuación se presenta el diagrama de flujo que señala el secuenciamiento de las diferentes etapas de diseño de la obra civil a construir en un punto de extracción.
7.2.1 INFORMACI N DE ENTRADA. 7.2.2 RESOLUCI N DEL PROBLEMA 7.2.2.1 ESTRUCTURACIÓN
7.2.1.1 7.2.1.2 7.2.1.3 7.2.1.4 7.2.1.5
DEFINICIÓN DE LA CARGA DEBIDO AL PESO DE LA ROCA. SECTOR DE EMPLAZAMIENTO. GEOMETRÍIA DE LA GALERÍA ZANJA. CRITERIOS DE DISEÑO. PRESUPUESTO.
7.2.2.2 ESTUDIO DE CARGAS
7.2.2.3 MODELACI N (COMPUTACIONAL)
7.2.2.4 ANÁLISIS DEL MODELO
7.2.2.5 VERIFICACI N DE LA RESISTENCIA
NO
¿Cumple? FU ≤ 1
SI
7.2.3 INFORMACI N DE SALIDA 7.2.3.1 7.2.3.2
MEMORIA DE CALCULOS. PLANOS DE DISEÑO DE LOS COMPONENTES.
FIN Figura 7 – 2: Diagrama de flujo de las etapas pertenecientes a la fase de diseño de la obra civil a emplear en la zona de emplazamiento del punto de extracción.
115
A continuación se realiza una descripción de cada una de las etapas que forman parte del diseño de la obra civil y que son señaladas en el diagrama de flujo presentado anteriormente. 7.2.1
Información de entrada.
Antes de realizar el diseño de las obras civiles que se construirán en los puntos de extracción, se deben tener claras las necesidades que se desean satisfacer, a objeto de obtener resultados positivos, acordes con los requerimientos. En el diseño de la obra civil, la necesidad es soportar las cargas que actúan sobre el punto de extracción, con la finalidad de prevenir el deterioro del macizo rocoso y por tanto, de sus propiedades mecánicas, durante un periodo de tiempo determinado por el periodo de operación del punto de extracción, minimizando la acción de los mecanismos de daño actuantes sobre la estructura, satisfaciendo un costo adecuado para este tipo de construcciones y así facilitar la operación del equipo LHD, la cual debe ser realizada en forma segura. Es esencial contar con información que ayude a dejar en claro las necesidades y las restricciones que deben ser satisfechas con el diseño. A continuación se hace mención a la información con que se debiese contar para llevar adelante esta etapa. 7.2.1.1 Definición de la carga debido al peso de la roca. Información procedente de la Superintendencia de Geomecánica (SGM) perteneciente a la Gerencia de Recursos Mineros y Desarrollo (GRMD), se entrega a través de una memoria de cálculo, en la que se señala el valor de la carga debido al peso de la roca (t/m 2) actuante sobre el punto de extracción. 7.2.1.2 Sector de emplazamiento. A través de los años en que ha estado en operación la Mina El Teniente, se ha generado una gran cantidad de experiencia y conocimiento en diversos ámbitos. Para el caso de los puntos de extracción, esta experiencia y conocimiento es utilizada para analizar los resultados que se han obtenido con los distintos diseños realizados, conociendo sus fortalezas y falencias bajo ciertas condiciones particulares de operación.
116
Por esta razón se requiere saber específicamente a que sector pertenecen los diseños y con esta información el ingeniero proyectista 6 podrá buscar diseños anteriores (si existen y están disponibles), estimar que tan semejantes son con la nueva situación y así tener claro los requerimientos que debe satisfacer con su diseño y la forma más adecuada de realizarlo. 7.2.1.3 Geometría de la galería zanja. Dentro de los requerimientos que debe satisfacer el diseño, se encuentran aquellos que tienen relación con la geometría de la galería zanja, es decir, las dimensiones que se deben respetar para la correcta operación del equipo LHD. Estas dimensiones corresponden a la sección libre (alto y ancho) y la distancia visera (D V), y con estas dimensiones el ingeniero proyectista realiza su diseño. 7.2.1.4 Criterios de diseño. En el diseño de la obra civil, uno de los ítems dice relación con la calidad y tipo de sus elementos, los que deben satisfacer las normativas nacionales, internacionales e internas adoptadas por la División El Teniente, según lo indiquen los criterios de diseño. Éstos hacen referencia a aspectos, como por ejemplo: la calidad de los elementos, los usos de ciertos elementos dependiendo de su calidad, la forma de realizar ensayos de calidad, recomendaciones constructivas, entre otros. Es importante esta información para el ingeniero proyectista, ya que será empleada posteriormente en la realización del diseño, especialmente lo que dice relación con las correspondientes propiedades mecánicas de los elementos que se utilizarán en la obra civil. 7.2.1.5 Presupuesto 7. El diseño a realizar debe estar dentro del presupuesto estimado, por lo cual, es tarea del área encargada de esta fase, el realizar en lo posible, un diseño adecuado dentro del presupuesto considerado. De no ser posible cumplir con esta limitante, el área encargada debe recomendar a su cliente cuál debe ser el presupuesto necesario para cumplir con los requerimientos. 6
Perfil del Ingeniero proyectista encargado del diseño: Ingeniero estructural, Ingeniero Civil en OO.CC., Ingeniero Civil en Minas u otro profesional con conocimientos de diseño estructural y uso de softwares de diseño estructural. 7 Solo de carácter referencial, ya que este estudio es de carácter técnico y no considera aspectos económicos.
117
7.2.2
Resolución del problema. [50]
7.2.2.1 Estructuración. Esta es una etapa clave, en ella se precisa el diseño a realizar para satisfacer las necesidades y restricciones mencionadas anteriormente. En esta etapa se definen una serie de aspectos, algunos de ellos se mencionan a continuación: •
Tipo de obra civil a utilizar, ya sea del tipo con marcos de acero hormigonados o bóvedas de hormigón armado.
•
Cantidad y calidad de los elementos empleados en la construcción de la obra civil.
•
El anclaje a la roca, cantidad, calidad y distribución de los elementos.
•
Separación los marcos y sus respectivas conexiones. (Caso marcos de acero hormigonados)
•
Espesor mínimo de la capa de hormigón de la obra civil. (Caso bóveda de hormigón armado)
En la medida que se realiza el ciclo indicado en el diagrama de flujo del diseño de la obra civil (Figura 7 – 2), se puede variar la estructuración, si es que no se cumple con los criterios de aprobación una vez realizado el análisis del modelo numérico. 7.2.2.2 Estudio de cargas. La aplicación de cargas a una estructura hace que ésta se deforme, debido a la deformación se originan diferentes fuerzas en los componentes que constituyen la estructura, por lo cual se requiere del cálculo de la magnitud de estas fuerzas y deformaciones. [17] Esta etapa consiste en calcular de forma precisa el valor de la carga que soportará la estructura durante su vida útil, para lo cual se deben considerar todas las cargas actuantes sobre la obra civil, y realizar una adecuada combinación de ellas a fin de determinar la condición más desfavorable, que de acuerdo a las normativas nacionales, internacionales e internas adoptadas por la División El Teniente, pueda presentarse.
118
En general las cargas son clasificadas en base al carácter de su génesis y a su duración. A continuación se detallan los tipos de cargas que se consideran en el análisis de estructuras. •
Estados de cargas.
−
Cargas muertas (D): Son aquellas cuya magnitud y posición permanecen constantes durante la vida útil de la estructura, este tipo de cargas es inducido por la gravedad. Para el caso de puntos de extracción, se considera como carga muerta el peso de los diversos miembros estructurales y el peso de cualquier objeto que este permanentemente unido a la estructura (hormigones, marcos de acero).
−
Cargas vivas (L): Son cargas variables en magnitud y/o posición debido al funcionamiento propio del área o instalación a soportar por la estructura. Este tipo de cargas es inducido por la gravedad. Para el caso particular del diseño de la obra civil construida en un punto de extracción, se considera como carga viva a la carga de roca perteneciente al Crawn Pillar y que afecta a la estructura.
−
Cargas ambientales: Son aquellas cargas causadas por el ambiente en que se encuentra la obra civil, estrictamente hablando, éstas son cargas vivas, pero son el resultado del ambiente en que se localiza la obra y no todas son causadas por gravedad o por las condiciones de operación de la estructura, como el común de las cargas vivas. Como ejemplo de este tipo de cargas se pueden mencionar aquellas causadas por nieve, lluvia, viento, temperatura (que no aplican al caso en estudio) y sismo. Otra característica, es que son de corta duración con respecto a las cargas vivas.
•
Área tributaria 8.
Es el área cargada sobre una estructura particular, que contribuye en forma directa a la carga aplicada a un miembro particular de la estructura, generalmente se define como el área limitada por líneas trazadas a la mitad de la distancia de la viga o de la columna próxima [17]. Para el análisis de la obra civil, se supone que la carga soportada por la estructura (Marco de acero) es aquella que se aplica sobre su área tributaria.
8
Situación aplicable sólo para el caso de diseño de marcos de acero.
119
Para el caso de la obra civil emplazada en un punto de extracción, se consideran generalmente dos casos, los cuales se denominan “Tramo típico” y “Tramo visera”. Estos se definen a continuación. −
Tramo Típico: En este caso se considera un área tributaria hacia ambos lados de la estructura y que comprende la mitad de la distancia a la estructura próxima (marcos de acero). (Figura (Figura 7 – 3) 3) Generalmente se considera 1 m como espaciamiento uniforme entre estructuras, por lo cual, al calcular la mitad de la distancia a ambos lados de ésta, se obtiene como resultado 1 m. Por este valor se multiplica la carga de roca entregada en t / m 2, para obtener t / m. Cabe mencionar y en base a lo señalado anteriormente, que también existen espaciamientos entre estructuras diferentes de 1 m, como por ejemplo, 0,75 ó 1,5 m, además no necesariamente este espaciamiento es uniforme hacia ambos lados de la estructura. Esto debe ser tomado en consideración por el diseño, cuando la situación así lo amerite.
−
Tramo Visera: En este caso se considera el área tributaria sólo hacia un lado de la estructura (Figura (Figura 7 – 3), 3), ya que hacia el otro lado se encuentra la visera de roca, la cual se estima con una alta probabilidad de sufrir daños. Además, como se mencionó en el acápite 4.4, posee una alta probabilidad de desaparecer a causa de los daños prematuros sufridos por la acción de los mecanismos de daño a los que es sometida, en especial por la tronadura de apertura de batea. Razón por la cual no se considera como parte del área tributaria. Lo antes mencionado implica que la carga de roca sea multiplicada por la distancia sólo hacia un lado de la estructura, este valor es generalmente 0,5 m, para el caso en el que el espaciamiento sea de 1 m, pero como se indicó en el caso anterior, existen espaciamientos diferentes, los cuales deben ser considerados para realizar una correcta estimación de la carga debido al peso de la roca sobre el punto de extracción.
120
A continuación se presenta la figura 7 – 3, en la cual se aprecian las áreas tributarias consideradas en la estimación de la carga debido al peso de la roca sobre el punto de extracción.
Figura 7 – 3: Vista en perfil de un punto de extracción, en la cual se aprecia el área tributaria considerada en el análisis estructural de la obra civil. •
Combinaciones de carga.
En los párrafos anteriores sólo se hizo referencia al tipo de cargas que pueden actuar sobre alguna estructura, pero no se consideró si es que éstas actúan de manera simultánea o en tiempos diferentes. La carga requerida para realizar el diseño de la obra civil, se obtiene al realizar combinaciones adecuadas de las cargas, que se considera actuarán simultáneamente sobre la estructura, en algún periodo durante la vida útil de la estructura. Esencialmente, existen dos métodos con los cuales se determinan las cargas para el diseño de la obra civil, cada uno de ellos se emplea para situaciones diferentes. El primer método llamado “Diseño “ Diseño por esfuerzos admisibles” es empleado para el diseño de elementos de acero estructural, por lo cual se utiliza en el diseño de marcos de acero hormigonados.
121
El segundo método denominado “Diseño por factores de carga y resistencia (LRFD)” es utilizado en el diseño de elementos en hormigón armado, por lo cual son aplicados para el diseño de bóvedas de hormigón. A continuación, se realiza una breve descripción de cada uno de ellos: −
Diseño por esfuerzos admisibles. [18]
Para este método se considera que el esfuerzo en el estado límite se multiplica por factores de reducción para obtener un esfuerzo permisible, el que se comparará con el esfuerzo máximo causado por las cargas. Las siguientes combinaciones de cargas son a menudo utilizadas en el campo del análisis estructural: CR = D CR = D + L + F + H + (Lr ó S ó R) CR = D + (W ó 0,7 E) + L + (Lr ó S ó R) CR = 0,6 D + W + H CR = 0,6 D + 0,7 E + H
(1) (2) (3) (4) (5)
Donde: CR : Carga requerida. D : Cargas muertas (Dead load). L F T Lr S R
: Cargas vivas (Live load). : Cargas por inundación. : Efectos acumulados de variación de temperatura. : Cargas vivas de techo. : Cargas por nieve. : Cargas por lluvia.
W E H
: Cargas por viento. : Cargas sísmicas. : Cargas debidas al peso y a la presión lateral del suelo y del del agua en el suelo.
Las unidades de es estas cargas pueden ser MPa, Pa, lb/pie 2, t/m2 u otras unidades de presión. Un caso especial son las cargas sísmicas, ya que dependiendo de parámetros como el tipo de estructura, la zona geográfica y el tipo de suelo de fundación, la carga sísmica, se obtiene como
122
cargas horizontales que son un porcentaje de la carga gravitacional. Es decir: m · g · porcentaje, por lo cual, poseen las mismas unidades que las cargas gravitacionales. [50] Para el caso del diseño estructural de puntos de extracción, las cargas a considerar y sus respectivas unidades son las siguientes: D : Cargas muertas (Dead load). [t/m2] L : Cargas vivas (Live load). [t/m 2] De las combinaciones de carga presentadas anteriormente, la ecuación (2) es la que generalmente es empleada en el cálculo de la carga requerida para el diseño de la obra civil a construir en un punto de extracción, y ésta se escribe de la siguiente forma, considerando solamente las cargas que actúan sobre los puntos de extracción: CR = D + L −
(6)
Diseño por factores de carga y resistencia (LRFD). [17] [18]
En este método, las cargas estimadas se multiplican por ciertos factores de carga, en que el valor resultante se denomina “Cargas Últimas”. El factor asignado a cada carga está influenciado por el grado de precisión con el cual normalmente se puede calcular la carga, y por las variaciones esperadas para ésta durante la vida útil de la estructura. Algunas de las normas aplicables al diseño de la obra civil, proporcionan factores para combinaciones específicas de carga, tomando en consideración la probabilidad de su ocurrencia simultánea. Esto se ve reflejado en las ecuaciones (7) a la (13), presentadas en la siguiente página. Debe darse la debida consideración al signo en la determinación de las combinaciones de carga, dado que un tipo de carga puede producir efectos en sentido opuesto al de los producidos por otro tipo. Esto se puede apreciar al observar las ecuaciones (12) y (13) en las que no se considera completamente la carga muerta (D), las otras dos cargas en estas combinaciones, la carga de viento y sismo, generalmente tienen una componente lateral, lo que tienden a ocasionar que la
123
estructura se voltee, por otro parte, una carga muerta es una carga producida por la gravedad, que tiende a que la estructura se enderece. En consecuencia, puede presentarse una situación más severa si por alguna razón la carga muerta no está actuando plenamente. A continuación se presentan algunas combinaciones de carga y sus respectivos factores, para obtener la carga requerida. Si bien es cierto, las siguientes ecuaciones no son aplicables íntegramente al caso en estudio, debido a la naturaleza particular de éste, si resultan ser la base para el diseño de la obra civil para puntos de extracción y ameritan que se señalen. CR = 1,4 (D+F) CR = 1,2 (D+F+T) + 1,6 (L+ H) + 0,5 (Lr ó S ó R) CR = 1,2 D + 1,6 (Lr ó S ó R) + (1,0 L ó 0,87 W)
(7) (8) (9)
CR = 1,2 D + 1,6 W + 1,0 L + 0,5 (Lr ó S ó R) CR = 1,2 D + 1,0 E + 1,0 L + 0,2 S CR = 0,9 D + 1,6 W + 1,6 H CR = 0,9 D + 1,0 E + 1,6 H
(10) (11) (12) (13)
De las combinaciones de carga presentadas anteriormente, la ecuación (8) es la que generalmente se emplea en el cálculo de la carga requerida y se escribe de la forma que se muestra en la ecuación (14), en la cual se consideran solamente las cargas que actúan al interior mina y que son aplicables al caso de puntos de extracción: CR = 1,2 D + 1,6 L
(14)
Importante: El “Diseño por factores de carga y resistencia (LRFD)” , data de hace sólo un par de años atrás y se ha ido posicionando fuertemente en lo que dice relación con el diseño estructural, incluso dejando obsoleto el uso del “ Diseño por esfuerzos admisibles”. Actualmente se tiende a diseñar sólo por el método LRFD, tanto los elementos en hormigón armado, como los elementos de acero estructural. Se hace mención a ambos métodos, ya que es lo utilizado en los diseños de las obras civiles construidas en los sectores analizados. 7.2.2.3 Modelo (computacional). Un modelo es una representación de la realidad, pero de manera simplificada. En lo que dice relación con el diseño de la obra civil a construir en un punto de extracción, el modelo debe
124
considerar tanto la geometría de la estructura como las acciones y condiciones de los apoyos, además debe reflejar las condiciones de rigidez de las secciones transversales, de los elementos, de sus uniones y de los apoyos. En esta etapa del diseño de la obra civil, el ingeniero proyectista hace uso de herramientas computacionales, tales como softwares de análisis estructural, mediante los cuales crea modelos de los elementos con los que se construirá la obra civil, con la finalidad de realizar un análisis de la conducta de éstos bajo las combinaciones de carga que estarán presentes durante la vida útil del punto de extracción. Como ejemplo de softwares de análisis estructural se pueden mencionar los siguientes: SAP2000, I – deas y RISA – 3D, éstos permiten simular situaciones reales, obteniendo como resultado el comportamiento de los componentes de la estructura en base a esta situación. Los datos mínimos de entrada para operar el software seleccionado son: −
Geometría.
−
Propiedades mecánicas de los materiales (Módulo de elasticidad y módulo de poisson).
−
Definiciones de la geometría de la sección transversal del elemento a considerar.
−
Condiciones de apoyo.
−
Definición de estados de carga y combinaciones de carga.
−
Para cada estado de carga, se definen los puntos de aplicación de cargas y la magnitud de éstas.
Para el caso del análisis estructural y durante el transcurso de la realización de este estudio, se pudieron identificar el uso de tres modelos para un mismo caso, considerando como obra civil el uso de marcos de acero. Cada uno de estos modelos considera realidades diferentes del funcionamiento de este tipo de estructura. En el caso de una bóveda de hormigón armado, se identificó solamente el uso de un modelo, para representar dicha situación. Cabe mencionar que los modelos identificados, no necesariamente representan la totalidad de modelos que se pudiesen generar o que se han generado para el análisis de obras civiles de este tipo. Lo que sí se puede indicar en base a lo antes mencionado, es que estos modelos abarcan gran parte de las condiciones existentes y que se consideran como necesarias para realizar una representación de su comportamiento, adecuada a este tipo de estructuras y considerando los fines para las que son empleadas. 125
A continuación se detallan los modelos identificados durante la realización de este estudio, además se describen los conceptos e hipótesis consideradas como más importantes para cada uno de ellos. Modelo A: Este modelo corresponde al caso en que se use como obra civil marcos de acero hormigonados, suponiendo que éstos se encuentran espaciados uniformemente y que trabajan en conjunto con los de pernos de anclaje a la roca. Este modelo es empleado en el tramo típico, el cual fue descrito anteriormente en lo relacionado con el área tributaria. La principal hipótesis que plantea este modelo, es que considera la carga de roca actuando en el periodo en que el hormigón no ha sido colocado o se halla fresco 9, por lo cual el marco de acero se encuentra trabajando solamente en conjunto con los pernos de anclaje. La figura 7 – 4, muestra la situación antes planteada mediante una imagen tridimensional, en la que se aprecia claramente como los pernos de anclaje y el marco de acero son representados como secciones rectas, colocadas una al lado de la otra y unidas por nodos, para formar la sección curva de la corona.
Figura 7 – 4: Modelo del marco de acero. [30] 9
El tiempo de fraguado mínimo que necesita el hormigón para alcanzar su resistencia específica es de 28 días.
126
Modelo B: Este modelo, al igual que el anterior, corresponde al caso en que se use como obra civil marcos de acero hormigonados, los cuales se encuentran espaciados de forma uniforme, además supone el uso de pernos de anclaje. Este modelo es el empleado como representación del tramo típico, al cual se hizo referencia en lo relacionado con el área tributaria mencionada anteriormente. La hipótesis que plantea este modelo es que considera que la estructura de hormigón y los marcos de acero trabajan en colaboración conjunta. En la figura 7 – 5 se aprecia la situación considerada para este modelo.
Figura 7 – 5: Modelo del marco de acero hormigonado. [31]
Modelo C: El tercer modelo identificado en la realización de este estudio, se refiere al caso en que se use como obra civil marcos de acero hormigonados espaciados uniformemente. Este modelo se emplea como representación del tramo visera.
127
La hipótesis planteada por este modelo considera que la estructura actúa por si sola, sin considerar la conexión a los pernos de anclaje, debido a que se representa la situación de desgaste de la visera y una desconexión total de los pernos de anclaje a roca. Otro aspecto a considerar en este modelo, es que como representa al tramo visera, sólo se considera el 50% del área tributaria. La figura 7 – 6 presenta la situación planteada por este modelo, como se puede apreciar sólo se considera la estructura actuando con el hormigón armado.
Figura 7 – 6: Modelo del marco de acero hormigonado, sin conexión a los pernos de anclaje. [31]
Modelo D: Para el caso en que se emplee como obra civil una bóveda de hormigón armado, el modelo considera como sección transversal el espesor teórico de la bóveda en un ancho de 1 m, con su respectiva colocación de pernos de anclaje a roca.
128
7.2.2.3 Análisis del modelo. Para el caso particular del uso de softwares de análisis estructural, los resultados se pueden graficar a través de diagramas de esfuerzos. Para cada uno de los modelos, el software puede generar un diagrama de Momentos (M), uno de Esfuerzos Axiales (N) y uno de Esfuerzos de Corte (V), gráficos de utilidad para tener una primera interpretación del comportamiento estructural. Posteriormente se realiza un análisis, con el cual se determina el punto de la estructura en que se produce el máximo esfuerzo combinado para una combinación de carga específica, siendo ésta la situación más crítica que deberá resistir la estructura. Cuando se habla de “situación más crítica”, se está haciendo referencia a aquella sección, que luego de superponer los diagramas de los esfuerzos, contiene el valor máximo de esta superposición. Se debe aclarar que no necesariamente una sección en particular, contiene a la vez, los valores máximos para los tres tipos de esfuerzos. A modo de ejemplo, en las figuras 7 – 7, 7 – 8 y 7 – 9 se presentan los diagramas de esfuerzos de los modelos b y c para los momentos, esfuerzos axiales y corte respectivamente, obtenidos a través del uso de softwares de análisis estructural. Se puede apreciar claramente la distribución de los esfuerzos sobre la estructura y se puede comparar la diferencia que existe sobre un modelo y otro, para una misma situación. La figura 7 – 7 presenta el diagrama de momentos.
Modelo b
Modelo c
Figura 7 – 7: Diagramas de momentos en el marco típico (t - m). [31]
129
La figura 7 – 8 presenta el diagrama de esfuerzos.
Modelo b
Modelo c
Figura 7 – 8: Diagramas de esfuerzos axiales en marco típico (t) [31]
La figura 7 – 9 presenta el diagrama de esfuerzos de corte.
Modelo b
Modelo c
Figura 7 – 9: Diagramas de corte en marco típico (t). [31]
Con la determinación de la sección o las secciones que presentan la situación crítica y los valores de las cargas asociadas a esta sección, se da por finalizada la etapa de análisis del modelo.
130
7.2.2.4 Verificación de la resistencia. [50] Esta etapa consiste en verificar si los elementos empleados en la obra civil tendrán la capacidad de resistir las cargas externas a que estará sometido. Para realizar esta verificación se emplea el llamado factor de uso (FU), el cual en términos generales se determina, al realizar la razón entre la tensión a la que está sometido el elemento y la tensión final admisible o última dependiendo del método de diseño considerado.
σM : Tensión de trabajo en flexión. σV : Tensión de trabajo en Corte. σN : Tensión de trabajo en cargas axiales.
fM fV fN
: Tensión admisible o última en flexión. : Tensión admisible o última en corte. : Tensión admisible o última en cargas axiales.
Por lo anterior: FUM = σM /
fM
FUV = σV /
fV
FUN = σN /
fN
A su vez, en una sección coexisten más esfuerzos simultáneamente, por lo que el análisis se hará para estos casos de acuerdo a los procedimientos definidos en Ingeniería Estructural, que indican de que forma interactúan FU M, FUV y FU N, llegando entonces a obtener el valor de FU para esta interacción. Finalmente, el test de prueba es el siguiente: FU ≤ 1
131
Este factor se debe determinar para cada uno de los elementos considerados en la estructura de la obra civil: −
Perfil marco de acero.
−
Pernos de unión de arcos de acero.
−
Placas base de marcos de acero.
−
Pernos de anclaje.
−
Armadura para bóvedas de hormigón armado.
−
Otros elementos empleados.
Si el factor de uso no cumple, se debe modificar la sección transversal de los elementos afectados y en algunos casos modificar la estructuración, para realizar nuevamente a un nuevo proceso de análisis, siguiendo el diagrama presentado en la figura 7 – 2. Este esquema también es válido en caso que los valores de FU obtenidos sean bajos, lo que reflejaría un exceso de materiales. Si el factor de uso es cercano a 1, se valida la estructura y se da por finalizada la etapa de resolución del problema. 7.2.3
Información de salida.
Una vez decidido qué es lo que se va a utilizar en la construcción de la obra civil, cuales son sus dimensiones y su calidad, se procede a generar la información que detalle estos datos, a quienes tendrán la misión de construir la obra civil. 7.2.3.1 Memoria de cálculo. Este es un documento de respaldo técnico, el cual contiene un resumen de lo realizado. En la memoria de cálculo se señalan todas aquellas consideraciones efectuadas durante el proceso de diseño de la obra civil, desde la estructuración, pasando por el análisis de las cargas y la su combinación adoptada, además se presentan los diagramas de los esfuerzos obtenidos mediante el uso de los software y finalmente se muestran los cálculos realizadas en la verificación de cada uno de los elementos considerados en la construcción de la obra civil para puntos de extracción. 132
7.2.3.2 Planos de diseño de los componentes. Cada uno de los principales elementos considerados y verificados, poseen su propio plano de diseño, en el cual se especifican sus dimensiones, sus calidades y toda información necesaria para materializar correctamente el elemento que se empleará en la construcción de la obra civil para puntos de extracción. En especial y según corresponda, se entrega: •
Plano de disposición general: Indican la disposición espacial de cada uno de los elementos dentro del punto de extracción, y a la vez dentro de la labor minera en la cual se emplazará la obra civil. Estos poseen notas sobre consideraciones de construcción, además se indica la cantidad de elementos a utilizar y sus calidades.
•
Plano de marco de acero: Este plano está destinado a ir a maestranza para su fabricación y dependiendo el grado de complejidad del marco, la maestranza deberá a su vez entregar planos de fabricación y montaje.
•
Plano de forma de hormigones: Indica las dimensiones generales y espesores de hormigones.
•
Plano de armaduras: También conocido como plano de acero de refuerzo de hormigones, indica el detalle para preparación de armaduras y posición dentro de la estructura.
133
CAPITULO 8: METOTODOLOGÍA DE CONSTRUCCIÓN DE PUNTOS DE EXTRACCIÓN. 8.1
INTRODUCCIÓN
La metodología de diseño de Puntos de Extracción finaliza con la fase de Construcción, la cual se inicia con la recepción de toda la información disponible proveniente de ingeniería: planos, informes, especificaciones técnicas, procedimientos de construcción, procedimientos de seguridad y otros, es decir, toda la información que indique: que se construirá, con que se construirá y como se construirá. Luego toda esta información es analizada, llegando finalmente a la construcción de Puntos de Extracción mediante actividades secuenciadas que aseguren un producto de calidad respetando el diseño y las normas de seguridad. Para esta fase no se considera la realización de los desarrollos mineros, ya que éstos deben estar realizados antes de la construcción. Se entiende por desarrollo minero a la excavación de la galería zanja y su respectiva fortificación (perno, malla, shotcrete) en la zona donde se construirá el Punto de Extracción.
8.2
GENERALIDADES EN LA CONSTRUCCIÓN DE PUNTOS DE EXTRACCIÓN.
8.2.1
Definiciones.
A continuación se definen algunos conceptos y términos empleados en la construcción de Puntos de Extracción, necesarios para el entendimiento de este capítulo. •
Gradiente: Línea o puntos que se trazan a lo largo de una galería, señala el plano horizontal que se encuentra a un 1 m de altura, es materializada por topografía y sirve para nivelar la galería al realizar un desquinche de piso, construir una carpeta de rodado u otros trabajos que requieran de nivelación.
•
Bigote: Marca que va acompañada de un número, se inscribe en cajas opuestas de una galería a la misma altura de la gradiente, formando un par, donde el número indica la distancia a la que encuentra el centro de la galería de la caja al trazar una línea recta entre 134
ambas marcas. Esta línea se materializa en terreno al tensar una lienza atada en sus extremos a cada marca. •
Cenefa: Cinta de tela de color rojo con la leyenda “SOLICITAR AUTORIZACIÓN, NO PASAR”, la cual debe estar atravesada horizontalmente obstaculizando el paso en todas las galerías de acceso a un lugar de trabajo. Con esto se pretende disminuir el ingreso de personas y/o equipos al sector de trabajo de forma sorpresiva e imprevista, con el fin de minimizar el riesgo de atropellos o accidentes involuntarios.
•
Machón: Consiste en un armado de barras de acero, malla electrosoldada y malla hexagonal de ¾”, quedando estos elementos incorporados a la estructura mediante el relleno con hormigón, se construye el los extremos de un Punto de Extracción construido con marcos de acero hormigonados, tiene como finalidad fortalecer o anclar el primer y/o ultimo marco, impidiendo que estos giren hacia adentro o fuera del Punto de Extracción. Dependiendo del diseño puede, cubrir todo el contorno de la labor, cubrir sólo hasta la altura de los muros, cubrir sólo la parte frontal o cubrir sólo la parte posterior. (Figura 8 – 1 y Figura 8 – 2).
Barras de acero
Malla hexagonal de ¾”.
Malla Electrosoldada
Figura 8 – 1: Vista frontal en la cual se aprecia la estructura del Machón.
Figura 8 – 2: Detalle de la estructura que compone un Machón, donde se indica cada elemento.
135
•
Moldajes o cimbras: Elementos de madera o metal de forma diversa que deben ser esencialmente y suficientemente herméticos para contener el volumen de hormigón durante el proceso de fraguado, además deben estar adecuadamente afianzadas, de tal manera que conserven su posición y forma. Se emplea en ambos diseños de obra civil
•
Chivoles: Barras de acero de aproximadamente 30 cm. de largo, poseen hilo y sobresalen hacia el interior del Punto de Extracción, se soldan perpendicular a las cajas de la galería en estructuras de acero. Sirven de soporte y afianzamiento a los moldajes ( Figura 7 – 3). Chivoles.
Moldajes. Figura 8 – 3: Fotografía en la q ue aprecian los moldajes insertos en los chivoles.
•
Yeguas: Barras de acero o madera, que se insertan horizontalmente en los chivoles y se aprietan por medio de planchuelas y tuercas, tienen por finalidad fijar los moldajes al contorno de la zona de vaciado de hormigón. ( Figura 7 – 4)
Yeguas. Figura 8 – 4: Vista frontal de “Yeguas” insertadas en los chivoles.
136
8.2.2
Equipos y personal a utilizar.
En la construcción de Puntos de Extracción se emplea una amplia gama de equipos y personal, a continuación se hace mención a los más importantes: 8.2.2.1 Equipos. •
Jumbo: Realiza las perforaciones de los pernos cables y de los pernos de anclaje “L”.
•
Perforadora neumática: Realiza perforación manual de pernos de anclaje “L”.
•
Grúa con plataforma: Empleada en el levante de marcos de acero y/o trabajadores.
•
Bobcat – Scoop – Retroexcavadora: Equipos con los que se puede sacar la marina gruesa producto del escarpe de piso.
•
Vibrador: Se emplea para vibrar el hormigón y así compactarlo, hay de inmersión o exterior.
•
Camión mixer bajo perfil: Transporta el hormigón a la zona de trabajo.
•
Bomba de hormigón: Inyecta el hormigón dentro del área sellada por los moldajes.
•
Bomba de drenaje: Cuando es necesario, se emplea para drenar el agua presente en la zona de trabajo.
•
Andamio tubular con plataforma: Los trabajadores se suben sobre él para realizar labores en altura.
•
Equipo de soldadura: Se emplea para realizar las labores de soldadura.
8.2.2.2 Personal. •
01 Jefe de cuadrilla.
•
01 Operador Jumbo.
•
01 Operador Grúa con plataforma.
•
01 Operador Bobcat – Scoop – Retroexcavadora (según sea el caso).
•
01 Operador Camión mixer.
•
01 Operador Bomba de hormigón.
•
01 Perforista.
•
01 Soldador.
•
01 Electricista.
•
02 Maestro enfierrador.
•
03 Ayudantes. 137
8.2.3
Consideraciones preliminares.
Cada vez que en la Mina El Teniente se inicia una faena, se debe tener en cuenta una serie de aspectos, tanto de seguridad como de higiene, con la finalidad de evitar accidentes y agilizar el trabajo. A continuación se señalan algunos estos aspectos considerando el caso particular de la construcción de Puntos de Extracción: •
Siempre que equipos o personal hacen ingreso a un área de trabajo, ésta debe estar fortificada al menos con perno – malla – shotcrete.
•
El área de trabajo debe estar debidamente iluminada por focos halógenos, si en el sector hubiese mucha agua, esta debe ser drenada mediante una bomba de drenaje y además el sector de trabajo debe mantenerse ordenado y limpio.
•
Cada vez que se encuentren equipos o personas trabajando en un sector, éste debe ser confinado o aislado con una cenefa en cada galería de acceso a la zona.
•
Cuando se realizan trabajos de soldadura, se debe utilizar un biombo que impida tanto la proyección de partículas incandescentes sobre peatones o equipos como la proyección de luz ultravioleta dañina para la vista. El soldador debe vestir un traje que lo proteja de las partículas incandescentes, además de antiparras con protección contra luz ultravioleta. Se debe contar en el sector con un extintor en condiciones para su uso si fuese necesario.
•
Está prohibida la exposición de personas o equipos a cargas suspendidas.
•
Cuando se realicen trabajos sobre 1 m de altura, como son los trabajos sobre andamios tubulares con plataforma o sobre plataformas de equipos de levante, se debe emplear arnés y cola de seguridad enganchada a un cable de acero de ½” de diámetro (cable de vida) afianzado de forma segura a la caja o alguna obra civil que se encuentre firme. Los trabajadores nunca deben amarrarse a la estructura del andamio.
•
En las obras civiles (OO.CC.) se emplea gran cantidad de herramientas eléctricas, para lo cual, se instala un tablero eléctrico de 220 volt – 380 volt, además se realizan conexiones de conductores y elementos energizados, por lo tanto y para evitar accidentes, estas tareas deben estar asesoradas o ser realizadas por un electricista. 138
8.3
SECUENCIA OPERACIONAL DE CONSTRUCCIÓN DE PUNTOS DE EXTRACIÓN.
La secuencia operacional para la construcción de Puntos de Extracción, ya sea con marcos de acero hormigonados o bóvedas de hormigón, consta de una serie de actividades, algunas son coincidentes en ambos casos, mientras que otras son propias de la construcción de cada tipo de obra civil. A continuación se detallan estas actividades:
INFORMACIÓN DE INGENIERÍA. - INFORMES. - PLANOS. - ESPECIFICACIONES TÉCNICAS. - PROCEDIMIENTOS DE CONSTRUCCIÓN. - PROCEDIMIENTOS DE SEGURIDAD. - OTROS.
8.3.1.- ACTIVIDADES COINCIDENTES PARA AMBOS DISEÑOS DE OBRA CIVIL. 8.3.1.1.- TRABAJOS PRELIMINARES DE TOPOGRAF A. 8.3.1.2.- PERFORACIÓN DE CABLES VISERA Y PERNOS DE ANCLAJE. 8.3.1.3.- LIMPIEZA DE PISO. 8.3.1.4.- EMPLANTILLADO DE PISO.
8.3.2.- ACTIVIDADES PROPIAS DE CONSTRUCCIÓN DE MARCOS DE ACERO HORMIGONADOS.
8.3.3.- ACTIVIDADES PROPIAS DE CONSTRUCCIÓN DE BÓVEDAS DE HORMIGÓN ARMADO.
8.3.2.1.- MONTAJE DE MARCOS.
8.3.3.1.- ARMADURA DE ZAPATA.
8.3.2.2.- MOLDAJE DE MUROS.
8.3.3.2.- MOLDAJE Y HORMIGONADO DE ZAPATA.
8.3.2.3.- HORMIGONADO DE MUROS.
8.3.3.3.- ARMADURA DE MURO Y CORONA.
8.3.2.4.- DESCIMBRE DE MUROS.
8.3.3.4.- LECHADO PERNOS DE ANCLAJE DE MURO Y CORONA.
8.3.2.5.- MOLDAJE DE CORONA.
8.3.3.5.- MOLDAJE Y HORMIGONADO DE MUROS.
8.3.2.6.- HORMIGONADO DE CORONA.
8.3.3.6.- MOLDAJE Y HORMIGONADO DE CORONA.
8.3.2.7.- DESCIMBRE DE CORONA.
8.3.3.7.- DESCIMBRE DE ZAPATAS, MUROS Y CORONA. ENTREGA PUNTO DE EXTRACCIÓN
Figura 8 – 5: Diagrama de flujo de la construcción de puntos de extracción.
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8.3.1
Actividades coincidentes para ambos diseños de obra civil.
A continuación se detallan las actividades de construcción comunes a los diseños con marcos de acero hormigonados y a los diseños con bóvedas de hormigón armado 8.3.1.1 Trabajos preliminares de topografía. Antes de iniciar la construcción de Puntos de Extracción, los topógrafos realizan una serie de tareas necesarias para que la fase de construcción se realice de acuerdo al diseño. Estas tareas tienen relación con chequear y/o materializar la información proveniente de ingeniería en terreno. A continuación, se destacan algunas de ellas: 1. Chequear la sección y verificar que ésta cumpla con el diseño, permitiendo que en ella quepan los marcos de acero o en el caso de las bóvedas de hormigón armado, se respete el espesor mínimo de diseño, si esto no se cumple (sección sub-excavada) se marca la zona para ser desquinchada. 2. Marcar el diagrama de perforación de los cables visera y el de los pernos de anclaje. 3. Marcar los datos para que la construcción se ciña al diseño, como por ejemplo la línea gradiente, los bigotes y otros elementos que indiquen de manera exacta los requerimientos del diseño. 4. De ser necesario, re-materializar la información mencionada en el punto anterior luego de realizado un desquinche. 8.3.1.2 Perforación de cables visera y pernos de anclaje. Esta actividad consiste en realizar las perforaciones de los cables visera y de los pernos de anclaje, de acuerdo al diagrama señalado por topografía. Para esta actividad se debe respetar el ángulo y el largo de las perforaciones establecidas en el diseño. En el caso de los cables visera, las perforaciones se realizan con Jumbo y pueden ser lechados inmediatamente o en su defecto se permite que se ejecuten más adelante, antes de hormigonar la corona de los marcos de acero o de la bóveda de hormigón armado, según sea el caso. Respecto a la perforación de los pernos de anclaje, idealmente deben ser perforados por un Jumbo al inicio de la construcción, cuidando que la inclinación y la ubicación de la perforación
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este acorde con el diseño y las especificaciones técnicas, con la finalidad que esta actividad sea rápida y expedita. En el caso que no se pueda perforar con Jumbo o no se respete el diseño y deban realizarse perforaciones de rectificación en etapas posteriores, estas pueden ser realizadas de forma manual con una perforadora neumática, pero esto es más lento y complicado. 8.3.1.3 Limpieza de piso. Esta actividad tiene por finalidad dejar un piso limpio y libre de material suelto, para que el hormigón a vaciar sobre él, quede firme y sujeto a la roca viva. La secuencia operacional es la siguiente: 1. Se realiza un escarpe de piso hasta llegar a la roca viva mediante un martillo neumático y/o una retroexcavadora con martillo incorporado. 2. Se retira la marina gruesa, ya sea con Bobcat, Retroexcavadora o LHD y el material fino que no puede ser sacado por estos equipos, es retirado manualmente empleando una pala. (Figura 7 – 6)
Figura 8 – 6: Fotografía en la cual se ve a un trabajador apoyado en la pala utilizada para retirar el material fino que no fue sacado por el equipo.
141
3. Se realiza un soplado de piso, para lo cual se conecta a la red de aire comprimido un culebrón de 2” el que es acoplado a un cañón de 1 1 / 2”. El soplado del material suelto se realiza por toda el área del piso que será objeto de la actividad siguiente que es el emplantillado. (Figura 8 – 7) Debido a la presión existente en el circuito, está el riesgo que estos elementos se desacoplen violentamente pudiendo golpear al trabajador, por lo cual ambos componentes deben ser asegurados mediante una cadena, la cual se enlaza en ambos extremos de la zona de acople, de esta forma si se desconectan violentamente, la cadena permite que continúen unidos, disminuyendo el riesgo de accidente.
Figura 8 – 7: Fotografía en la cual se observa a una trabajador realizando el soplado de piso, para lo cual tiene en sus manos el culebrón de 2 ” acoplado al cañón de 1 1/2 ”.
Si el piso se encuentra sub-excavado se realiza un desquinche de piso y posteriormente la limpieza de éste. De darse esta situación, se debe tener cuidado con posibles tiros quedados y
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en el caso que se encontrase uno o restos de explosivos, se debe detener de inmediato la operación y aislar el área, posteriormente se debe dar aviso al supervisor a cargo de los trabajos para que tome las medidas correspondientes, resguardando la seguridad de los trabajadores y equipos. 8.3.1.4 Emplantillado de piso. Consiste en vaciar hormigón H – 15 sobre el piso de la labor dejando una pequeña capa, de unos pocos centímetros de espesor. Con esto se consigue un piso liso, libre de material suelto y apto para las siguientes etapas. Se deja 1 m entre la línea gradiente y el emplantillado. La secuencia operacional para esta actividad se señala a continuación: 1. Verificar, a través de la línea gradiente, que la sección se encuentra apta para iniciar los trabajos de acuerdo a los diseños, es decir, que la cota del piso se encuentre a más de 1m de la línea gradiente permitiendo el vaciado de la capa de hormigón. 2. Verificar que el piso esté limpio y libre de agua, de ser necesario se instala una bomba para drenar el agua. 3. Materializar en terreno los niveles indicados en el diseño mediante el tensado de lienzas, la instalación de guías y otros elementos. 4. Coordinar la entrada del camión mixer, su aculatamiento y el vaciado del hormigón H – 15, con el fin de evitar atropellos, golpes o atrapamientos, producto de maniobras sorpresivas o descuidos de los trabajadores. 5. Vaciado de hormigón H – 15 sobre el piso del área en la que se construirá un punto de extracción. 6. Esparcir el hormigón H – 15 mediante espátulas dejando una capa lisa, al nivel especificado en los planos. 7. Dejar fraguar por un mínimo de 24 horas, antes de continuar con los trabajos de construcción. 8.3.2
Actividades propias de la construcción de marcos de acero hormigonados.
A continuación se detalla las actividades que son propias de la construcción de puntos de extracción con marcos de acero hormigonados.
143
8.3.2.1 Montaje de marcos. El montaje de marcos consiste en: unir dos medios arcos formando un marco, levantarlo hasta que alcance la vertical, posicionarlo en la ubicación designada por diseño, alinearlo y centrarlo según el eje de la galería, afianzarlo a la roca y soldar un doble paño de malla electrosoldada. 1. La secuencia inicia con el traslado, mediante un camión o algún equipo de levante, de los medios arcos de acero a la zona de trabajo, esta zona debe cumplir con las normas de higiene y seguridad mencionadas anteriormente. 2. Se procede a armar y levantar los marcos, esto se puede realizar de dos formas, dependiendo de las siguientes situaciones: •
Cuando en la corona de la zona de trabajo existen mangueras, mangas u otros elementos que se deban dejar bajo los marcos se procede de la siguiente forma: El medio arco presente en la zona, se amarra de forma segura a algún equipo de levante, de preferencia grúa con plataforma, luego el equipo eleva el medio arco hasta que éste alcanza la vertical, luego es afianzado provisoriamente a la roca mediante barras de acero soldadas a los pernos de fortificación o algún otro elemento que lo permita. (Figura 8 – 7).
Mangueras, cables y tubos que deben ir bajo los marcos.
Afianzamiento provisorio.
Figura 8 – 7: Fotografía en la que se aprecia medio arco de acero, posicionado verticalmente y afianzado a la roca.
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Posteriormente se procede de la misma forma con el otro medio arco, una vez que ambos se encuentran de forma vertical y enfrentados uno con el otro en su parte superior, se eleva a un trabajador mediante una grúa con plataforma u otro equipo de levante que permita realizar esta acción, quien apernará las tuercas y pernos de amarre correspondientes. (Figura 8 – 8) Apernado de tuercas y pernos.
Figura 8 – 8: Fotografía en la que se aprecia a dos trabajadores apretando los pernos de sujeción para unir los medios arcos y formar así un marco.
Posteriormente el marco montado se afianza provisoriamente a la roca mediante barras de acero soldadas a pernos de fortificación y se procede a realizar la misma acción las veces que sea necesario, para motar la cantidad de marcos designados por diseño. •
Cuando la corona de la zona de trabajo se encuentra libre de mangueras, mangas u otros elementos que se deban dejar bajo los marcos de acero, es decir, se tiene una zona libre de elementos, se procede de la siguiente forma: El apernado de las tuercas y pernos de amarre se realiza en el suelo, luego de armado un marco, éste se amarra de forma segura a algún equipo de levante, de preferencia grúa con plataforma y se procede al levante del marco armado hasta alcanzar la vertical. 145
Finalmente es afianzado a la roca provisoriamente, mediante barras de acero soldadas a pernos de fortificación existentes en la zona o algún otro elemento que permita realizar esta acción. (Figura 8 – 9) El procedimiento anterior se repite de acuerdo a la cantidad de marcos de acero que deban ser montados, de acuerdo al diseño.
Figura 8 – 9: Fotografía de la operación de levante de un marco de acero armado.
Se debe respetar la separación entre marcos, para lo cual se instalan guías o tirantes entre los marcos de acero. Estas guías poseen tuercas a ambos lados de un marco, las que se aprietan o sueltan hasta lograr la separación requerida entre marcos. 3. Se alinean y centran los marcos, donde el eje de la galería debe coincidir con el eje de los marcos, para ello se emplean los “bigotes”. Una vez que los marcos están alineados y centrados, se afianzan definitivamente a la roca mediante barras soldadas a pernos de fortificación.
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4. Mediante una perforadora neumática manual se perforan los pernos de anclaje “L” del piso y muros, sí es que estos últimos aún no se han perforado. Finalmente los pernos son lechados. 5. Se soldan entre los marcos y en las alas de éstos, paños dobles de malla Electrosoldada, donde va un paño de malla soldado en el ala interior y el otro en el ala exterior del marco de acero. 8.3.2.2 Moldaje de muros. Consiste en sellar el área de los muros, en la cual se inyectará el hormigón, para que al efectuar el vaciado de éste no escurra fuera y tome la forma deseada. Se realizan dos tipos de moldajes: El primer tipo corresponde a los “machones” y su construcción depende del diseño y el segundo tipo corresponde a los moldajes interiores que se realizan con planchas lisas de madera o acero, de ancho variable, que en general, equivale a la separación que hay entre marcos. Estas planchas se insertan en los “chivoles”, donde se fijan a los marcos por medio de “yeguas” y éstas se fijan a los “chivoles” por medio de planchuelas y tuercas. ( Figuras 8 – 10).
Yeguas
Planchuela y Tuerca
Moldajes
Figura 8 – 10: Fotografía que muestra el moldaje fijo a los marcos acero.
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8.3.2.3 Hormigonado de muros. Consiste en vaciar hormigón H – 30 dentro de la zona delimitada por los moldajes de muros. El hormigón H – 30 es llevado por medio de un camión mixer a la zona de construcción, luego que éste es aculatado, tomando las medidas de seguridad correspondientes, vacía el hormigón sobre el capacho de la bomba de hormigón y a su vez esta bomba por medio de cañerías, inyecta el hormigón dentro de la zona delimitada por los moldajes de muros. Las cañerías deben estar firmemente aseguradas para evitar que se suelten y caigan durante el hormigonado, provocando algún accidente o pérdidas de hormigón. ( Figura 8 – 11). Cañería de inyección de hormigón H-30.
Fi ura 8 – 11: Vaciado de hormi ón H-30.
Fi ura 8 – 12: Ca a de hormi ón H-30.
Con la finalidad de compactar el hormigón y que éste se introduzca por todos los rincones de la zona delimitada por los moldajes, se debe vibrar, esta operación se realiza mediante la siguiente secuencia: Se vacía una capa de hormigón H – 30 de unos 50 cm de espesor ( Figura 8 – 12), la cual es vibrada, esto es realizado con un vibrador sumergible o uno de placas por el exterior del moldaje, a continuación se vuelve a vaciar una capa de 50 cm de hormigón H – 30, realizando la misma operación descrita anteriormente, así se repite la secuencia hasta alcanzar la altura del moldaje.
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8.3.2.4 Descimbre de muros. Consiste en sacar el moldaje instalado anteriormente, esto se realiza después de 48 h de fraguado del hormigón H – 30. Se retiran los “chivoles” eliminando restos de soldadura, que pudieran lesionar a algún trabajador, se limpian las planchas de los moldajes interiores y se almacenan en un lugar habilitado para ello. Finalmente se deja la zona de trabajo limpia y ordenada. 8.3.2.5 Moldaje de corona. Esta actividad consiste en sellar el área correspondiente a la corona del punto de extracción y tiene el mismo procedimiento y finalidad que el moldaje de muros descrito en el punto 8.3.2.2. En este caso los moldajes corresponden a planchas de acero de unos 20 cm de ancho, que al ser colocadas una al lado de la otra toman la forma curva de la corona. ( Figura 8 – 13). Moldajes en corona.
Moldajes. Figura 8 – 13: Fotografía en la que se aprecian los moldaje de la corona de la bóveda de hormigón armado de un punto de extracción.
Ya que este trabajo se realiza en altura se deben tomar todas las medidas de seguridad para este tipo de trabajos (arnés, cola de seguridad, cuerda de vida, etc.). 149
El primer paso en el moldaje de la corona, es armar un andamio tubular con plataforma, con la finalidad de que los trabajadores alcancen la altura necesaria para llegar a la corona del punto de extracción. (Figura 8 – 14).
Andamio Tubular. Figura 8 – 14: Fotografía en la que se muestra un andamio Tubular con plataforma.
En caso que aún no se hayan realizado las siguientes actividades, se deben realizar como segundo paso: lechar los pernos cables de la visera, perforar los pernos de de anclaje “L” de la corona del punto de extracción y posteriormente se afianzan a la roca por medio de una lechada. El tercer paso y final es soldar un doble paño de malla electrosoldada, al igual como se realizó en el caso de los muros, y posteriormente soldar toda la enfierradura necesaria para instalar los chivoles donde finalmente se insertarán los moldajes de la corona, como los presentados por la figura 8 – 13.
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8.3.2.6 Hormigonado de corona. Esta etapa consiste en inyectar hormigón H – 30 dentro de la zona delimitada por los moldajes de corona, para lo cual el hormigón es llevado a la zona de construcción por medio de un camión mixer, luego que éste es aculatado adecuadamente y tomando las medidas de seguridad correspondientes, se procede a vaciar el hormigón sobre el capacho de la bomba de hormigón, que a su vez ésta por medio de cañerías, inyecta el hormigón. Las cañerías deben estar firmemente aseguradas para evitar que se suelten y caigan durante el proceso de hormigonado de corona, provocando algún accidente a los trabajadores que realizan esta tarea o pérdidas de hormigón. Con la finalidad de compactar el hormigón y que éste se introduzca por todos los rincones de la zona delimitada por los moldajes, se debe vibrar con un vibrador sumergible o con un vibrador de placas por el exterior del moldaje. 8.3.2.7 Descimbre de corona. Consiste en sacar el moldaje instalado en la corona de la zona de construcción del punto de extracción, esto se realizará después de esperar 48 h como mínimo, para el fraguado del hormigón H – 30. Luego se retiran los chivoles, eliminando todos los restos de soldadura que pudiesen lesionar a algún trabajador, posteriormente se limpian los moldajes y se almacenan en un lugar habilitado para ello. Finalmente se desarma el andamio tubular con plataforma y se deja la zona de trabajo limpia y ordenada. 8.3.3
Actividades propias de la construcción de bóvedas de hormigón.
A continuación se detallan las actividades que son propias de la construcción de puntos de extracción, pero utilizando como diseño de obra civil bóvedas de hormigón armado.
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8.3.3.1 Armadura de zapata. Esta actividad consiste en construir la armadura de zapata, alinearla según el eje de la galería, nivelarla y afianzarla. Las tareas a realizar para esta actividad se describen a continuación: 1. Se realiza el armado de la zapata, instalando las barras de acero una al lado de la otra con el extremo en “L” apoyado en el piso, luego se instalan los estribos, que son barras de acero lisas o estriadas, de ¼” de diámetro, cuya forma sigue el contorno externo de la armadura. (Figura 8 – 15) 2. El armado de acero es alineado, para lo cual se emplean los “bigotes” marcados en las cajas y lienzas que se tensan para ubicar el centro de la galería. 3. Se nivela el armado de acuerdo a la línea gradiente y a los ejes. 4. Este armado puede ser afianzado por medio de pernos de anclaje lechados a la roca de piso o por medio de barras de unos 10 cm insertas en el emplantillado, esto dependerá del grado de robustez que se requiera. Los pernos de anclaje tienen por función, además de afianzar la armadura, soportarla e impedir que en el vaciado del hormigón, ésta se deforme.
Barras de acero con un extremo en “L”
Vista Frontal Estribos
Figura 8 – 15: Fotografía que muestra la armadura zapata y sus respectivos componentes.
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8.3.3.2 Moldaje y hormigonado de zapata. Esta actividad consiste en instalar el moldaje correspondiente a la zapata de la estructura de la Bóveda de hormigón armado a construir en el punto de extracción, lo cual es realizado en ambas cajas, como se puede apreciar en la figura 8 – 16. Los moldajes corresponden a planchas lisas de madera, con las cuales se realiza el armado que se aprecia en la figura 8 – 16, el cual se fija mediante vigas ancladas al piso, en otras ocasiones se cambian las vigas de madera por tubos de acero que se instalan horizontalmente entre los moldajes de ambas cajas y mediante un sistema hidráulico se alargan presionando ambos moldajes a la vez. Finalmente se realiza el vaciado de hormigón H – 30, éste es transportado a la zona de trabajo por un camión mixer, el cual se aculata apropiadamente para realizar el vaciado del hormigón que se utilizará en el hormigonado de la zapata.
Moldajes de madera
Figura 8 – 16: Fotografía en la que se aprecian los moldajes de madera de las zapatas.
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8.3.3.3 Armadura de bóveda. Esta actividad consiste en la instalación de la totalidad de la enfierradura que comprende la armadura de la bóveda. Esta armadura está formada por barras de acero de construcción las que se describieron en el capítulo 5, éstas se doblan para adoptar la forma curva de la corona, como se puede apreciar en la figuras 8 – 17.
Figura 8 – 17: Fotografía en la que se aprecia la armadura de la bóveda.
La secuencia de operación a realizar en esta actividad, se señala a continuación: En primer lugar, se habilita un andamio tubular con plataforma, considerando que se trata de un trabajo en altura deben respetarse las normas de seguridad para este tipo de trabajos (arnés, cola de seguridad y cuerda de vida).
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En segundo lugar, para los casos de enfierraduras prefabricadas, estas son transportadas hasta el lugar de trabajo por algún camión o un equipo de levante, en el caso de enfierraduras menores y ocasionales, se preparan en terreno en bancos de trabajo adecuados para su fabricación, una vez listas son acopiadas ordenadamente, para ser utilizadas en la medida que los requerimientos así lo ameriten. En tercer lugar, se procede a instalar las barras de acero traslapándolas y empalmándolas con las barras que sobresalen de la zapata. Si se observa la figura 8 – 16, se podrá apreciar que las barras de acero no alcanzan a cubrir la totalidad del perímetro correspondiente a la bóveda, por lo cual, se unen barras extras traslapándose unas con otras. Las especificaciones técnicas indican que los traslapes o empalmes de las barras de acero, para este tipo de construcción, deben ser de como mínimo 40 veces el diámetro de la barra, con la finalidad de unir y mantener la posición exacta de la barra, para que la enfierradura no se mueva al escurrir el hormigón. Finalmente, se instalan los estribos, espaciados de acuerdo a especificaciones técnicas indicadas en los planos de construcción, generados en la etapa de diseño de la obra civil. Con esto, se tiene lista toda la armadura de sostenimiento para la construcción de la bóveda de hormigón armado. 8.3.3.4 Lechado de pernos de anclaje de bóveda. Esta actividad consiste en instalar y lechar los pernos de anclaje, correspondientes a la estructura de la bóveda de hormigón armado. Tienen por función anclar, soportar e impedir que en el vaciado de hormigón esta armadura se deforme. Algunas consideraciones a tener en cuenta de esta actividad se mencionan a continuación: 1. En el caso que las perforaciones aun no se hayan realizado, se realizan con una perforadora neumática manual. 2. Para el lechado de los pernos de la corona se habilita un andamio tubular con plataforma (tomar medidas de seguridad para trabajos en altura).
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3. Cabe mencionar que en ocasiones no es posible instalar pernos de anclaje “L”, por lo cual se permite la colocación de pernos helicoidales con planchuela y tuerca que cumplen con la misma función. (Figura 8 – 18).
Planchuela y Tuerca
Pernos Helicoidales
Figura 8 – 18: Fotografía en la que se aprecia la armadura de muro y bóveda. Caso en el cual se utilizan pernos helicoidales con planchuela y tuerca para realizar el anclaje.
8.3.3.5 Moldaje y hormigonado de muros. Esta actividad consiste en instalar el moldaje correspondiente a los muros, esto se realiza en ambas cajas. Los moldajes corresponden a planchas lisas de madera de 1,80 m de altura aproximadamente, con las cuales se realiza un armado, el cual se fija mediante vigas ancladas al piso o tubos de acero que se instalan horizontalmente y mediante un sistema hidráulico se alargan presionando los moldajes de ambas cajas a la vez. Se realiza el vaciado de hormigón H – 30, éste es transportado a la zona de trabajo por un camión mixer, el cual se aculata apropiadamente para realizar el vaciado del hormigón sobre el capacho de la bomba de hormigón, que a su vez y por medio de cañerías inyecta el hormigón dentro de los moldajes de los muros.
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Las cañerías deben estar firmemente aseguradas para evitar que se suelten y caigan durante el hormigonado, provocando algún accidente o pérdidas de hormigón. A medida que se realiza el vaciado de hormigón, éste debe ser vibrado con la finalidad de compactarlo. 8.3.3.6 Moldaje y hormigonado de corona. Esta actividad consiste en instalar el moldaje correspondiente a la corona del punto de extracción. Los moldajes corresponden a planchas metálicas lisas, las que se insertan en los chivoles donde se fijan al armado de la corona por medio de “yeguas”. Los moldajes se instalan uno al lado del otro para que sigan la forma curva de la corona. De ser necesario, estos moldajes son levantados por medio de algún equipo de levante. Ya que este trabajo se realiza en altura, se deben tomar todas las medidas de seguridad para este tipo de trabajos (arnés, cola de seguridad y cuerda de vida). Se realiza el vaciado de hormigón H – 30, éste es inyectado por medio de una bomba de hormigón que posee conectadas cañerías mediante las cuales se vacía el hormigón dentro de los moldajes de la corona. Las cañerías deben estar aseguradas para evitar que se suelten y caigan durante el hormigonado, provocando algún accidente o pérdidas de hormigón. El hormigón es transportado a la zona de trabajo por un camión mixer, el cual se aculata apropiadamente para realizar el vaciado sobre el capacho de la bomba. Finalmente se realiza el vibrado del hormigón con la finalidad de compactarlo. 8.3.3.7 Descimbre de bóveda. Esta actividad consiste en retirar los moldajes de la bóveda, para ello se debe esperar como mínimo 48 h de fraguado, posterior a este periodo de tiempo se inician las labores de retiro de los moldajes, labor que se realiza en forma descendente y de ser necesario, se utiliza una grúa para facilitar esta labor. Luego se retiran las estructuras del andamio tubular con plataforma, almacenándolas en un lugar apropiado para ello. Finalmente, retirados todos los elementos anteriormente señalados se realiza una limpieza general de la zona de trabajo, dejándola libre de residuos tales como despuntes metálicos, trozos de acero de construcción, maderas y otros residuos.
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8.4
CONTROL OPERACIONAL DE LOS RIESGOS ASOCIADOS A LA CONSTRUCCIÓN.
En la construcción de las obras civiles, se está expuesto a una serie de riesgos, los cuales se mencionan en la tabla 8 – 1, además se señalan las medidas de mitigación que se deben adoptar. TABLA 8 – 1: Riesgos asociados a la construcción de obras civiles para puntos de extracción. [40] a [48] Identificación Magnitud Medidas de Mitigación del Riesgo del Riesgo
•
En forma permanente el personal deberá informar al Supervisor de las condiciones, interferencias y eventos inesperados que se produzcan durante el turno. Antes de ingresar a sus áreas de trabajo, el Supervisor debe preguntar por antecedentes geomecánicos del sector. Capacitar en método de identificación y reconocimiento de síntomas y cambios en las condiciones de terreno, adopción de las medidas inmediatas de control. Personal debe acuñar antes, durante y después de cada actividad a realizar. Queda estrictamente prohibido estar bajo una zona sin acuñar y/o sin fortificar. Para el movimiento de equipos, el sector debe estar siempre confinado y sin personal al interior del sector aislado. En rutas compartidas, hacerse ver y caminar por sector de operador. Evacuar al personal que se encuentre bajo condiciones de riesgo durante el ingreso de una máquina para la ejecución de la actividad. Confinar zona para ingreso de Mixer en retroceso. Todos los extintores portátiles deben ser revisados mensualmente. Todo el personal debe portar su autorrescatador en buen estado. Todo el personal debe conocer el uso de su autorrescatador. Equipos mineros deben tener su sistema incorporado contra incendio con su revisión mensual al día y totalmente operativos. Mantener equipos en buenas condiciones y sin fugas de aceites. Uso obligatorio de colas de seguridad y arnés para trabajar en altura. Cuerda de vida debe estar sobre altura de personas para enganchar cola seguridad No sacar parte del cuerpo fuera de la jaula. Confinamiento del lugar de trabajo. Retirar al personal antes de realizar operaciones de montaje o desmontaje. Mantener activas protecciones de partes móviles de equipos y herramientas. No cruzar por partes estrechas entre caja y equipo estacionado.
Intolerable
• • •
Es obligatorio para todo el personal, usar sus respiradores para polvos. Capacitación en el uso correcto, limpieza y mantención del respirador. Las perforaciones deben hacerse siempre con agua.
Intolerable
• • •
Solamente personal autorizado podrá intervenir circuitos eléctricos. Intervenir solamente equipos desenergizados Uso de herramientas adecuadas para los trabajos con la presencia de este riesgo.
•
1 Estallido de rocas
Intolerable
• •
2 Caída de Planchones
•
Intolerable
• •
3 Atropellamiento por Equipos
Intolerable
• • •
4 Incendio en la Mina
Intolerable
• • • • •
5 Caída a Distinto Nivel 6 Atrapado por 7 Exposición a Polvo con contenido de Sílice 8 Contacto con Energía Eléctrica
Intolerable
Intolerable
• • • • • •
158
TABLA 8 – 1: Riesgos asociados a la construcción de obras civiles para puntos de extracción. [40] a [48] (continuación) Identificación Magnitud Medidas de Mitigación del Riesgo del Riesgo
10 Aplastado por carga suspendida
Intolerable
11 Intoxicación por Gases
Intolerable
• • •
12 Caída mismo nivel
Moderado
• • •
Uso de protectores auditivos en caso de exposición del riesgo. Capacitación en uso correcto de tapones auditivos. Inspección mensual de los equipos de protección personal. Aislar el Área durante las faenas de montaje y desmontaje de los componentes de construcción pertenecientes a los distintos diseños de obras civiles. Nunca exponerse bajo cargas suspendidas. Inspección diaria a elementos de levante e izajes. Respetar loros prohibitivos y/o cintas de confinamiento. Control mensual de emisión de gases de equipos. Controlar gases de tronaduras, manteniendo limites bajo lo permitido Desplazamiento atento a las condiciones del terreno Desplazarse por áreas señaladas. Frentes de trabajo deben estar limpias, ordenadas e iluminadas
13 Exposición a Proyección de Partículas o Fluidos
moderado
• • •
Uso permanente de equipos de protección personal. (Lentes de Seguridad) Usar mangueras de alta presión. Usar protección de mangueras hidráulicas.
Moderado
• • • • • •
Atención a movimientos inesperados. Coordinación entre personal que ejecuta el trabajo. Prohibir el uso de herramientas hechizas. Desplazarse por áreas señaladas. Mantener áreas de trabajo despejadas y ordenadas Instruir a personal sobre manejo de materiales.
9 Exposición a Ruido
14 Golpeado por o Contra
Intolerable
• • • •
• •
Estos son algunos de los riesgos asociados a al construcción de las obras civiles para puntos de extracción presentes en la construcción, tanto de marcos de acero hormigonados como en bóvedas de hormigón armado.
159
CAPITULO 9: CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES. 9.1
CONCLUSIONES.
Con respecto a los tipos de fortificación y obras civiles en puntos de extracción, se puede concluir que: •
En la zona de visera de roca se utiliza como refuerzo cables de acero, que reciben el nombre de “cables visera”, en que su disposición espacial, inclinación, largo y cantidad es variable en cada uno de los sectores analizados por este estudio. Esta variabilidad depende de las características particulares propias de cada sector.
•
En la zona de obra civil se emplean dos tipos de estructuras, una con marcos de acero hormigonados y otra con bóvedas de hormigón armado. El diseño de estos tipos de estructuras es variable en cada uno de los sectores analizados durante este estudio y responde a los requerimientos necesarios de satisfacer según las características propias de cada sector.
•
Algunos de los aspectos de selección son: costos, tiempo de construcción, insumos requeridos, experiencia en construcción del personal, seguridad.
•
Debido a la variabilidad de diseños a causa de la diferentes características de cada sector analizado, la cantidad de materiales cubicados para cada tipo de diseño de fortificación es variable, por lo cual no se puede entregar un valor exacto, sólo se hace referencia a una rango de valores dentro del cual se observó que esta cantidad puede oscilar.
Con respecto a la metodología de cálculo de la carga debido al peso de la roca que deben soportar los puntos de extracción, se puede concluir que: •
Está dividida en tres grupos: información de entrada, resolución del problema e información de salida.
•
Como información de entrada se requieren las dimensiones de la galería (alto y ancho) y la densidad de la roca.
160
•
Como resolución del problema para el cálculo de la carga de roca, se emplea la Teoría de Terzaghi, que consiste en determinar una cierta altura de roca (Hp en [m]), que incide en la carga sobre el punto de extracción, luego esta altura de roca es multiplicada por la densidad de la roca (γ en [t/m3]) para obtener la carga expresada en (t/m 2).
•
De las clases de roca definidas por Terzaghi, presentadas en la tabla 6 – 1, se utiliza la número cinco para determinar la altura de la columna de roca (Hp), por lo que la ecuación empleada es Hp = (0,35 – 1,1) · (B + Ht), donde el factor usado es 0,725, que es el valor promedio del rango planteado en la ecuación, B es el ancho de la galería y Ht es el alto de la galería.
•
La Teoría de Terzaghi es independiente de la profundidad a la que se encuentre el punto de extracción, además no considera aspectos de la minería asociada, como por ejemplo el paso del frente de socavación asociado a la redistribución de esfuerzos.
•
Finalmente, como información de salida se genera una memoria de cálculo que es un documento de respaldo técnico.
Con respecto a la metodología de diseño de la obra civil a construir en un punto de extracción, se puede concluir que: •
Está dividida en tres grupos: información de entrada, resolución del problema e información de salida.
•
Como información de entrada se requiere la definición de la carga debido al peso de la roca, entregada en la fase anterior por el Área de Geomecánica, además se requiere la definición del sector de emplazamiento, la geometría de la galería zanja, los criterios de diseño y el presupuesto referencial asociado.
•
Se ha generado un diagrama de flujo que resume el proceso para la resolución al problema, el que consta de cinco etapas secuenciadas. Éstas indican la forma de manejar la información de entrada para generar el diseño, y son: estructuración, estudio de cargas, modelación (computacional), análisis del modelo y verificación de la resistencia.
161
•
•
Dentro del estudio de cargas se definen los estados de carga que actúan sobre la obra civil que conforma el punto de extracción y que se consideran en el diseño, estos son: −
Carga viva, se considera la carga que genera el peso de la roca sobre el punto de extracción.
−
Carga muerta, se considera el peso de los elementos que forman la obra civil, como por ejemplo, los marcos de acero y el hormigón en el caso de los marcos de acero hormigonados, y el hormigón y su respectiva armadura en el caso de las bóvedas de hormigón armado.
Continuando con el estudio de cargas y sólo para el caso de marcos de acero hormigonados, se consideran dos casos de áreas tributarias, una denominada “tramo típico”, la cual considera el área tributaria a ambos lados de la estructura y la otra llamada “tramo visera” que considera el área tributaria sólo hacia un lado de la estructura.
•
Finalizando con el estudio de cargas, se utilizan dos métodos para realizar las combinaciones de las cargas que actuarán simultáneamente sobre la estructura, en algún periodo durante su vida útil y de esta manera obtener la carga requerida con la cual se realiza el diseño de la obra civil: −
Método llamado “Diseño por esfuerzos admisibles”, es empleado para el diseño de marcos de acero hormigonados, cuya ecuación es CR = D + L. Donde CR es la carga requerida con la cual se diseña la estructura, D es la carga muerta (Dead Load) y L es la carga viva (Live Load) que actúan sobre la obra civil que se construirá en los puntos de extracción.
−
Método llamado “Diseño por factores de carga y resistencia”, es utilizado en el diseño de bóvedas de hormigón armado, cuya ecuación es CR = 1,2 · D + 1,6 · L. (CR, D y L definidas en el punto anterior). Los factores 1,2 y 1,6 asignados a cada carga están influenciados por el grado de precisión con el cual normalmente se puede calcular la carga, y por las variaciones esperadas para ésta durante la vida útil de la estructura.
162
•
En la etapa de modelación (computacional), para el análisis de los marcos de acero hormigonado, se identificó el uso de tres escenarios: −
El primero sólo considera la carga de roca actuando en el periodo en que el hormigón no ha sido colocado o se halla fresco, por lo tanto el marco de acero se encuentra trabajando solamente en conjunto con los pernos de anclaje.
−
El segundo plantea que la estructura de hormigón y los marcos de acero trabajan en colaboración conjunta (hormigón ya se encuentra fraguado y, por lo tanto, ha alcanzado su resistencia específica).
−
El tercero considera que la estructura actúa por sí sola, sin considerar la conexión a los pernos de anclaje, debido a que se representa la situación de desgaste de la visera y una desconexión total de los pernos de anclaje a la roca (válido para el marco más cercano a ella)
•
En la etapa de modelación (computacional), para el análisis de bóvedas de hormigón armado, se identificó el uso de un modelo el cual considera como sección transversal el espesor teórico de la bóveda en un ancho de 1 m, con su respectiva colocación de pernos de anclaje a roca.
•
En la etapa de análisis del modelo, para cada uno de los escenarios considerados, el software genera un diagrama de Momentos (M), uno de Esfuerzos Axiales (N) y uno de Esfuerzos de Corte (V), estos diagramas son de utilidad para tener una primera interpretación del comportamiento estructural. Posteriormente, se realiza un análisis en el cual se determina el punto de la estructura en que se produce el máximo esfuerzo considerando la acción conjunta de los Momentos (M) y los esfuerzos de Corte (V) y Axial (N), para una combinación de carga específica, siendo ésta la situación más crítica que deberá resistir la estructura.
•
En la etapa de verificación del modelo se emplea el factor de uso (FU), el cual se determina, al realizar la razón entre la tensión a la que está sometido el elemento y la tensión final admisible o última dependiendo del método de diseño considerado. El test de prueba que se realiza es FU ≤ 1. Si se cumple la condición, se aprueban todas las estructuras
163
verificadas, si no se cumple la condición, se vuelve a iniciar el proceso desde la etapa de estructuración. •
Finalmente, como información de salida se genera una memoria de cálculo que es un documento de respaldo técnico y además planos de diseño de los componentes principales verificados.
Con respecto a la metodología de construcción de puntos de extracción en la Mina El Teniente, se puede concluir que: •
Las etapas de esta fase se dividieron en dos grupos, uno independiente de la obra civil a construir y otro que varía según sea el tipo de obra civil a construir en el punto de extracción, ya sea marcos de acero hormigonados o bóvedas de hormigón armado.
•
El grupo denominado “actividades coincidentes para ambos diseños de obra civil” y que es independiente del tipo de obra civil a construir, consta de cuatro etapas: trabajos preliminares de topografía, perforación de cables visera y pernos de anclaje, limpieza de piso y emplantillado de piso.
•
El segundo grupo de etapas y que es dependiente de la obra civil, está compuesto de siete pasos: −
Para la construcción de marcos de acero hormigonados las etapas son: montaje de marcos, moldaje de muros, hormigonado de muros, descimbre de muros, moldaje de corona, hormigonado de corona y descimbre de corona.
−
Para la construcción de bóvedas de hormigón armado las etapas son: armadura de zapata, moldaje y hormigonado de zapata, armadura de muro y corona, lechado pernos de anclaje de muro y corona, moldaje y hormigonado de muros, moldaje y hormigonado de corona y descimbre de zapatas, muros y corona.
164
9.2
RECOMENDACIONES.
Con respecto a la metodología del cálculo de la carga debido al peso de la roca, se recomienda: •
En lo que dice relación con el uso de la Teoría de Terzaghi, se recomienda establecer un criterio de selección del factor a utilizar en la ecuación para determinar la altura de la columna de roca (Hp) que afecta al punto de extracción.
•
Establecer un criterio para considerar en la carga estimada por la Teoría de Terzaghi, el efecto de la minería asociada, por ejemplo el paso del frente de socavación que genera redistribución de esfuerzos.
Con respecto a la metodología de diseño de la obra civil a utilizar como fortificación en un punto de extracción se recomienda: •
Aceptar los diseños cuando el Factor de Uso (FU) se encuentre cercano a uno, a fin de no sub-estimar o sobre-estimar los elementos estructurales que conforman la obra civil.
•
En cada plano de diseño de los componentes, se referencie el número de documento de la memoria de cálculo asociada, a fin de mejorar la trazabilidad del proceso de diseño de puntos de extracción.
Con respecto a la metodología de construcción de puntos de extracción en la Mina El Teniente, se recomienda que: •
Los trabajos se ciñan al diseño estipulado en planos u otra información de ingeniería, a fin de no realizar correcciones posteriores que impliquen un mayor tiempo, un mayor presupuesto o materiales extras.
•
Coordinar adecuadamente la logística involucrada en la construcción, como por ejemplo, el uso de equipos y el ingreso de los materiales necesarios para la construcción de la obra civil, a fin de aminorar los tiempos muertos, mejorar la productividad, optimizar los costos, cumplir con los plazos y mejorar otros aspectos relacionados con el tema (por ejemplo, la seguridad de equipos y personas)
165
•
Realizar inspecciones periódicas, por parte del Áreas de Diseño Civil y Área de Geomecánica, con la finalidad de verificar que se respete el diseño estipulado en los planos y no existan desviaciones de éste.
166
CAPÍTULO 10: REFERENCIAS (1)
Plan de Negocios y Desarrollo. SDS – I – 016 / 2008, CODELCO Chile, División El Teniente, Gerencia de Recursos Mineros y Desarrollo, 2008.
(2)
Rodríguez, Washington: “Evaluación Económica Comparativa para las Variantes de Panel Caving Tradicional y Panel Caving con Hundimiento Previo Mina el Teniente”. Trabajo de Titulación, Universidad de Antofagasta, 2002.
(3)
Arce, Juan Carlos: “Dimensionamiento de distancias entre puntos de extracción y niveles de producción – socavación para método Panel Caving en roca primaria mina El Teniente.” Trabajo de Titulación, Universidad de Santiago de Chile, 2002.
(4)
Campos, Jaime.: “Evaluación técnica y económica comparativa entre la fortificación con marcos de acero y cables de acero en los puntos de extracción, Mina Esmeralda.” Trabajo de Titulación, Universidad de Atacama, 2002.
(5)
Ortiz Viveros, Javier: “Criterios de diseño para la excavación de labores subterráneas”. Trabajo de Titulación, Universidad de Santiago de Chile, 2004.
(6)
Madrid, Antonio: “Identificación de los diferentes estados del macizo rocoso a través de nuevas tecnologías de instrumentación geomecánica, CODELCO CHILE – División El Teniente”. Trabajo de Titulación, Universidad de Santiago de Chile, 2005.
(7)
Vidal, Carla.: “Determinación del ancho de la zona de transición para método Panel Caving, Mina El Teniente.” Trabajo de Titulación, Universidad de Santiago de Chile, 2008.
(8)
Jarufe, Juan.: “Metodología para el desarrollo de un modelo de esfuerzos a escala mina para el Proyecto Nuevo Nivel Mina.” Trabajo de Titulación, Universidad de Santiago de Chile, 2008.
167
(9)
Parraguez, Ricardo., Zepeda, Rodrigo.: “Evaluación puntos de extracción, Mina Diablo Regimiento.” SGM-I-036-2006, CODELCO Geomecánica. 2006.
Chile,
División
El
Teniente,
Superintendencia
(10)
Bahamondes, C., Rubio, J.: “Recomendaciones geomecánicas para desgaste de viseras en Puntos de extracción, Proyecto Nuevo Nivel Mina.” NNM-ICO-GEM-INF-013, CODELCO Chile, División El Teniente, Vicepresidencia Corporativa de Proyectos. 2008.
(11)
Cavieres, Patricio., Arce, Juan Carlos.: “Parámetros y criterios geomecánicos para la planificación minera” SGM 109/2008, Fichas geomecánicas sectores PND 2009, CODELCO Chile, División El Teniente, Superintendencia Geomecánica, 2008.
(12)
Karzulovic, A., Cavieres, P., Gonzalez, G.: “Modelo conceptual del campo de esfuerzos en Mina El Teniente” Estudio DT-CG-2006-02. Realizado para y financiado por CODELCO Chile, División El Teniente, 2006.
(13)
Espinosa, Carlos.: “Sistema estándar de control de la fragmentación” API T01M204, CIMM Tecnologías y Servicios S.A. Realizado para y financiado por CODELCO Chile, División El Teniente 2002.
(14)
Rodríguez, Washington., Celis, Soledad.: “Definición Estándares de Calidad para Elementos y Sistemas de Fortificación” SGM-I-011-2006, CODELCO Chile, División El Teniente, Superintendencia Geomecánica. 2006.
(15)
Instituto Nacional de Normalización: “Hormigón – Requisitos Generales” NCh 170 Of.85
(16)
Instituto Nacional de Normalización: “Acero – Barras laminadas en caliente para hormigón armado” NCh 204 Of.2006
168
(17)
American Concrete Institute (ACI): “Requisitos de Reglamento para Concreto Estructural (ACI 318S-05) y Comentario (ACI 318SR-05)” ACI – 318. 2005
(18)
Nelson, James., McCormac, Jack.: “Análisis de estructuras, métodos clásicos y matricial”. 2006
(19)
Segui, William.: “Diseño de estructuras de acero con LRFD”
(20)
Rojas, E., Cuevas, J., Barrera, V.: “Analysis of wear in drawpoint brows at El Teniente Mine.” MASSMIN, Johannesburgo, Sudafrica,1992.
(21)
Área de perforación y tronadura: “Estándares y criterios de diseño de perforación y tronadura para socavación y zanjas.” Informe, SIM – I – 060 / 05 – 3, Gerencia De Minas, Superintendencia Ingeniería Mina, CODELCO Chile, División El Teniente, 2006.
(22)
Rimmelin, Rigoberto.: “Prueba industrial diseños alternativos de socavación.” Informe, SIM – I – 016 / 09, Gerencia De Minas, Superintendencia Ingeniería Mina, CODELCO Chile, División El Teniente, 2009.
(23)
Constanzo, Hugo., Espinosa, Alejandro.: “Comparación geométrica entre diseño de zanjas recolectoras utilizadas en la Mina El Teniente.” XI Simposium de Ingeniería de Minas, SIMIN. Universidad de Santiago, 1999.
(24)
Espinosa, Alejandro.: “Estudio de avance en viseras de puntos de extracción en Mina Ten – Sub6.” Informe, PL – I – 015 / 99, CODELCO Chile, División El Teniente, 1999.
(25)
Monsalve, Carolina.: “Ingeniería de diseño proyecto Extensión Sur Teniente 4 Sur.” Informe, SIM – I – 088 / 2008 Rev. – 0, Gerencia De Minas, Superintendencia Ingeniería Mina, CODELCO Chile, División El Teniente, 2008.
(26)
Cereceda, J.: “Evaluación de marcos de acero para punto de extracción” Informe, EM – 20 / 94, CODELCO Chile, División El Teniente, 1994.
169
(27)
Cereceda, J.: “Diseño de puntos de extracción” Informe PL – I – 025 / 96. CODELCO Chile, División El Teniente, 1996.
(28)
Memoria de cálculo: “Fortificación punto de extracción, Marco de acero hormigonado” Proyecto Explotación Diablo Regimiento, CAL – D20 – SE – 001 Rev. 0. CODELCO Chile, División El Teniente, 2002.
(29)
Informe: “Punto de extracción, Comparación sistemas de fortificación” Proyecto Explotación Pilar Norte, REP – 0200 – SE – 101 Rev. 0. CODELCO Chile, División El Teniente.
(30)
Memoria de cálculo: “Fortificación punto de extracción, Marco de acero” Proyecto Explotación Pilar Norte, CAL – 0200 – SE – 101 Rev. 0. CODELCO Chile, Vicepresidencia Corporativa de Proyectos (VCP).
(31)
Memoria de cálculo: “Fortificación punto de extracción, Marco de acero hormigonado” Proyecto Explotación Pilar Norte, CAL – 0200 – SE – 102 Rev. 0. CODELCO Chile, Vicepresidencia Corporativa de Proyectos (VCP).
(32)
Memoria de cálculo: “Fortificación punto de extracción, Bóveda de hormigón armado” Proyecto Explotación Pilar Norte, CAL – 0200 – SE – 104 Rev. 0. CODELCO Chile, Vicepresidencia Corporativa de Proyectos (VCP).
(33)
Informe: “Análisis estructural bóveda de punto de extracción, Nivel de Producción. Mina Puente Fortuna – Regimiento.” SIM – I – 032 / 2006, Gerencia De Minas, Superintendencia Ingeniería Mina, CODELCO Chile, División El Teniente. 2006.
(34)
Informe: “Verificación estructural capacidad resistente bóveda de fortificación puntos de extracción, Mina Diablo Regimiento.” SIM – I – 106 / 2006, Gerencia De Minas, Superintendencia Ingeniería Mina, CODELCO Chile, División El Teniente. 2006.
170
(35)
Informe: “Cálculo y diseño estructural bóveda de fortificación puntos de extracción, sección libre 3,50 m x 3,60 m.” SIM – I – 029 / 07, Gerencia De Minas, Superintendencia Ingeniería Mina, CODELCO Chile, División El Teniente. 2007.
(36)
Hoek, E., Brown, E. T.: “Excavaciones subterráneas en roca”, 1985.
(37)
Pardo, César. Landeros, Pedro: “Estimación de cargas para el diseño civil sobre los puntos de extracción.” SAP – 001 / 07, CODELCO Chile, División El Teniente, Superintendencia Geomecánica. 2008.
(38)
Pardo, César. Landeros, Pedro: “Estimación de cargas para el diseño civil sobre los puntos de extracción.” SAP – 003 / 08, CODELCO Chile, División El Teniente, Superintendencia Geomecánica. 2008.
(39)
Cavieres, Patricio: “Efecto sobre los Puntos de Extracción construidos delante y detrás frente de explotación, método Panel Caving” SGM – 053 / 2009, CODELCO Chile, División El Teniente, Superintendencia Geomecánica. 2009.
(40)
Procedimiento de Construcción “Fortificar y hormigonar marcos metálicos en puntos de extracción, Mina Esmeralda.” I – 128 – OPE – 747. 2008. Empresa GEOVITTA S.A.
(41)
Procedimiento de Construcción “Procedimiento para ejecutar trabajos de construcción de bóvedas de hormigón en puntos de extracción, Nivel SUB-6” PE – 7125 – DSI – 025. 2007. Empresa Züblin International GmbH Chile Limitada.
(42)
Procedimiento de Construcción “Procedimiento de trabajo seguro para trabajos de construcción de puntos de extracción con marcos. Obras de Preparación Mina Largo Plazo – Reservas Norte” SBC314 – CIV – PT – 20. 2008. Empresa Soletanche Bachy.
171
(43)
Procedimiento de Construcción “Escarpe, limpieza y soplado de pisos para hormigonar en NP, SNV y UCL de minas Pipa Norte y Diablo Regimiento.” SGIG – P – 152 – OC – 001. 2007. Constructora GARDILCIC.
(44)
Procedimiento de Construcción “Escarpe, limpieza y soplado de pisos para hormigonar en NP, SNV y UCL de minas Pipa Norte y Diablo Regimiento.” Colocación carpeta rodado en minas Pipa Norte y Diablo Regimiento” SGIG – P – 152 – OC – 002. 2007. Constructora GARDILCIC.
(45)
Procedimiento de Construcción “Colocación de enfierradura en minas Diablo Regimiento y Pipa Norte.” SGIG – P – 152 – OC – 003. 2007. Constructora GARDILCIC.
(46)
Procedimiento de Construcción “Uso de andamios tubulares con plataforma de trabajo en Minas Diablo Regimiento y Pipa Norte.” SGIG – P – 152 – OC – 004. 2007. Constructora GARDILCIC.
(47)
Procedimiento de Construcción “Colocación y retiro de moldajes para puntos de extracción, en Minas Pipa Norte y Diablo Regimiento.” SGIG – P – 152 – OC – 006. 2007. Constructora GARDILCIC.
(48)
Procedimiento de Construcción “Colocación de hormigón punto de extracción en Minas Pipa Norte y Diablo Regimiento.” SGIG – P – 152 – OC – 008. 2007. Constructora GARDILCIC.
(49)
Comunicación Personal con el Sr. Patricio Cavieres, Jefe de Geomecánica Mediano y Largo Plazo, Superintendencia de Geomecánica, Gerencia de Recursos Mineros y Desarrollo, Codelco – Chile, División El Teniente.
(50)
Comunicación Personal con el Sr. Ramón Pla, Ingeniero de Proyecto, SKM minmetal.
(51)
Comunicación Personal con el Sr. Alejandro Espinosa, Ingeniero Geomecánico, Superintendencia de Geomecánica, Gerencia de Recursos Mineros y Desarrollo, Codelco – Chile, División El Teniente.
172
(52)
Comunicación Personal con el Sr. César Pardo, Jefe Geomecánica Operacional, Superintendencia de Geomecánica, Gerencia de Recursos Mineros y Desarrollo, Codelco – Chile, División El Teniente.
(53)
Comunicación Personal con el Sr. Patricio Novoa, Jefe de Ingeniería, Gerencia de Proyectos, Codelco – Chile, División El Teniente.
(54)
Comunicación Personal con el Sr. Esteban Llanos, Jefe Diseño Civil y Proyectos Mineros, Área de Diseño Civil, Superintendencia de Ingeniería Mina, Codelco – Chile, División El Teniente.
(55)
Comunicación Personal con el Sr. José Seguel, Geólogo, Superintendencia de Geología, Gerencia de Recursos Mineros y Desarrollo, Codelco – Chile, División El Teniente.
(56)
Comunicación Personal con la Sra. Pamela Garay, Ingeniero Civil, Área de Diseño Civil, Superintendencia de Ingeniería Mina, Codelco – Chile, División El Teniente.
173
ANEXO A EJEMPLO DE MEMORIA DE CÁLCULO PARA EL DISEÑO ESTRUCTURAL FORTIFICACIÓN PUNTO DE EXTRACCIÓN MARCO DE ACERO HORMIGONADO
A continuación y a modo de ejemplo, se presenta una memoria de cálculo típica, que se obtiene como resultado del trabajo realizado en la fase de diseño de la obra civil a construir en un punto de extracción. Cabe mencionar que los valores empleados son ficticios, ya que finalidad de este anexo es ejemplificar el procedimiento empleado en el diseño de una obra civil.
EJEMPLO DE MEMORIA DE CÁLCULO A. 1.
ALCANCE.
La presente memoria de cálculo considera el diseño del marco de acero hormigonado para la fortificación del punto de extracción del nivel de producción. A. 2.
CONCLUSIONES.
La estructura es en base a marcos de acero calidad ASTM-A36. Se considera la geometría que se muestra en la figura A – 1. Corresponde a un diseño estructural con carga normal y eventual, considerando la carga de roca. El diseño cumple con los criterios de diseño y se obtiene un factor de utilización aceptable para las condiciones de carga que se consideraron.
Figura A – 1: Marco de acero hormigonado
A1
A. 3.
DESARROLLO.
A.3.1
Parámetros utilizados
Es = 2,1 * 10 6
Fy = 2530
kgf cm 2
kgf cm 2
fs = 0,6 * Fy
f´c = 250
Tensión de Fluencia para el acero estru tural ASTM - A36
fs = 1518
kgf cm 2
γ hormigón = 2,5
A.3.2
Módulo de Elasticidad del Acero
kgf cm 2
Tensión máxima del acero a compresión.
Resistencia caracteristica del hormigón.
t m3
Peso específico del hormigón.
Estructuración.
•
La estructura de los marcos de acero corresponde a una geometría recta y curva, la cual está anclada a la roca por pernos de anclaje lechados y conectada longitudinalmente mediante tirantes formados por barras de acero.
•
Se ha considerado una separación entre marcos de 1000 mm y los marcos se suponen rotulados en la base.
•
Para la obtención de esfuerzos de diseño se considera un modelo tridimensional en base a marcos planos.
•
Los pernos lechada se modelan como barras con carga axial.
•
Se utiliza un programa de análisis estructural, y la modelación se muestra en las figuras siguientes.
A2
(a) Marco de acero tramo típico.
(b) Marco de acero tramo visera.
Figura A – 2: Marco de acero hormigonado
A.3.3
Alcance.
La presente memoria de cálculo considera el diseño de los marcos de acero embebidos en hormigón para la fortificación del punto de extracción del nivel de producción. Se consideran dos casos en el análisis. Caso a: Corresponde al marco de acero hormigonado considerando el trabajo conjunto con los pernos de anclaje lechados. Caso b: Corresponde al marco hormigonado de visera en que el marco se considera sin conexión a los pernos de anclaje lechados. A.3.4
Bases de diseño.
A.3.4.1 Antecedentes. •
Criterio de diseño civil estructural.
•
Plano de fortificación nivel de producción.
A3
A.3.4.2 Materiales. Hormigón armado
: H – 30.
Acero estructural
: ASTM – A36.
Acero para refuerzo : A 63 – 42 H y/o mallas electrosoldadas. Pernos lechados
: A 63 – 42 H.
Pernos estructurales : PAR ASTM – A325. A.3.4.3 Parámetros geotécnicos.
γ roca = 2,2
t m3
Peso específico de la roca. Roca fracturada.
θ = 35 º
Angulo de fricción interno.
A.3.4.4 Estados de carga. •
Peso Propio: El peso propio del marco de acero se considera directamente en el programa de análisis que se utiliza.
•
Carga de roca: Se considera la siguiente carga de roca según el criterio de Terzaghi.
B = 5 m. Ht = 4,32 m. Hp = 0,725 · (B + Ht)
Hp = 6,74 m
Carga Roca = γ roca · Hp = 2,2
t t · 6,74 m = 14,8 m3 m2
A4
A.3.4.5 Combinaciones de carga. De acuerdo a los criterios de diseño, se consideran las siguientes combinaciones de carga: Método esfuerzos admisibles: LC1: 1,0 PP + 1,0 R LC2: 1,0 PP + 0,5 R
Para el caso a. Combinación normal. Para el caso b. Combinación eventual.
En que: PP = Peso propio R = Carga de roca Para un espaciamiento de 1 m entre marcos, la carga de roca sobre el marco se indica en la Figura A – 3. En el marco de visera se considera la mitad de la carga de roca del marco típico.
Figura A – 3: Carga considerada sobre el marco típico.
A5
A.4 DISEÑO Y ANÁLISIS DE RESULTADOS. A.4.1
Caso a.
De acuerdo con los valores de las cargas obtenidas, las combinaciones de carga y el análisis realizado en el programa de análisis estructural, se obtienen los esfuerzos que se indican a continuación.
Figura A – 4: Diagrama de momentos en el marco típico (t-m).
Figura A – 5: Diagrama de esfuerzos axiales en el marco típico (t).
Se verifica la sección más desfavorable en sus combinaciones de carga axial y momento flector, se tiene: N = 21,7 ton M = 3,14 t/m Se considera un perfil HN 30 x 33.8 (300 x 300 x 8 x 6) y Una sección de hormigón de altura d = 20 cm.
A6
Considerando dos tercios de la sección de hormigón fisurada por tracción y trasformando la sección resistente a una sección equivalente de acero se tiene:
Figura A – 6: Sección transformada de acero.
Donde:
j = 6,7 mm B = 200 mm H = 200 mm N = 100 mm
Propiedades: A = 98,5 lx = 4367
cm2 cm4
ly = 1331 yg = 13,5 y sup = 6,5
cm4 cm cm
Sx sup = 674 Sx inf = 323
cm 3 cm3
A7
Se obtiene entonces:
fc = 218 kg/cm 2 fm = 466 kg/cm 2 Fmc = 1518 kg/cm 2 FU = 0.49
Esfuerzo de corte máximo:
OK
Vmax = 6,8 t FU = 0,56
OK
Usar perfil HN20 x 33,8 •
Diseño placa base.
Hpb = 30 cm Bpb = 30 cm
Hp = 20 cm Bp = 20 cm
Hpb - 0,95·Hp 2
m=
Nmax = 21,7 t
m = 5,5 cm
Bpb - 0,8·Bp n =
n = 7,0 cm
Nmax Hpb·Bpb
fa = 24,1
fa =
2
e = n·
•
3 · fa 0,75 · Fy
controla
kgf cm 2
Fa = 87,5
Fa = 0,3 · f´c
kgf cm 2
e = 1,37 cm
OK
Usar placa base 300 x 300 x 18 mm
Verificación pernos lechados.
= 25 mm Tmax = 12700 kg. Φ
FU = 1,02
Acero A 63 – 42 H Tadm. = 12370 kg.
Se acepta.
A8
Conexiones apernadas.
•
La conexión típica de terreno entre las distintas partes del marco será con pernos A325, como se indica en la figura. Los esfuerzos máximos en los puntos de conexión son: NAXIAL = 9,1 t
(tracción)
VCORTE = 5,3 t MFLEXIÓN = 0,86 t · m Considerando: Figura A – 7: Pernos de con exión. −
a = 100 mm
−
Conexión tipo aplastamiento con hilo incluido en el plano de corte.
−
Pernos
φ=
−
Nº de Pernos
n = 2 se considera que sólo la mitad de los pernos resiste.
−
Tensión admisible (corte)
Fv = 21,0
1 in
An = 0,785 in2 = 5,06 cm2
kgf klb = 1476 2 in cm 2
Vcorte n = 523 kgf fv = An cm 2
fv Fv
= 0,354
OK
A9
Ft = 44 - 4,39 · fv 2
= 2893
kgf cm 2
Mflexión Naxial + a = 8,85 t Ntotal = n
ft =
kgf Ntotal = 1747 An cm 2
ft = 0,604 Ft
OK
Usar 4 pernos A325 φ = 1 in •
Pernos de anclaje.
Se utiliza acero A 63 – 42 H, perno lechado anclado a la roca. El corte máximo que se obtiene es Vmax. = 1,43 t Considerando que el corte lo toma un solo perno, se tiene: Φ
= 25 mm
Vmax/Vadm. = 0,28
Vadm. = 5,2 t OK
Usar 2 PA Φ = 25 mm
A10
A. 3.
DESARROLLO.
A.3.1
Parámetros utilizados
Es = 2,1 * 10 6
Fy = 2530
kgf cm 2
kgf cm 2
fs = 0,6 * Fy
f´c = 250
Tensión de Fluencia para el acero estru tural ASTM - A36
fs = 1518
kgf cm 2
γ hormigón = 2,5
A.3.2
Módulo de Elasticidad del Acero
kgf cm 2
Tensión máxima del acero a compresión.
Resistencia caracteristica del hormigón.
t m3
Peso específico del hormigón.
Estructuración.
•
La estructura de los marcos de acero corresponde a una geometría recta y curva, la cual está anclada a la roca por pernos de anclaje lechados y conectada longitudinalmente mediante tirantes formados por barras de acero.
•
Se ha considerado una separación entre marcos de 1000 mm y los marcos se suponen rotulados en la base.
•
Para la obtención de esfuerzos de diseño se considera un modelo tridimensional en base a marcos planos.
•
Los pernos lechada se modelan como barras con carga axial.
•
Se utiliza un programa de análisis estructural, y la modelación se muestra en las figuras siguientes.
A2
(a) Marco de acero tramo típico.
(b) Marco de acero tramo visera.
Figura A – 2: Marco de acero hormigonado
A.3.3
Alcance.
La presente memoria de cálculo considera el diseño de los marcos de acero embebidos en hormigón para la fortificación del punto de extracción del nivel de producción. Se consideran dos casos en el análisis. Caso a: Corresponde al marco de acero hormigonado considerando el trabajo conjunto con los pernos de anclaje lechados. Caso b: Corresponde al marco hormigonado de visera en que el marco se considera sin conexión a los pernos de anclaje lechados. A.3.4
Bases de diseño.
A.3.4.1 Antecedentes. •
Criterio de diseño civil estructural.
•
Plano de fortificación nivel de producción.
A3
A.3.4.2 Materiales. Hormigón armado
: H – 30.
Acero estructural
: ASTM – A36.
Acero para refuerzo : A 63 – 42 H y/o mallas electrosoldadas. Pernos lechados
: A 63 – 42 H.
Pernos estructurales : PAR ASTM – A325. A.3.4.3 Parámetros geotécnicos.
γ roca = 2,2
t m3
Peso específico de la roca. Roca fracturada.
θ = 35 º
Angulo de fricción interno.
A.3.4.4 Estados de carga. •
Peso Propio: El peso propio del marco de acero se considera directamente en el programa de análisis que se utiliza.
•
Carga de roca: Se considera la siguiente carga de roca según el criterio de Terzaghi.
B = 5 m. Ht = 4,32 m. Hp = 0,725 · (B + Ht)
Hp = 6,74 m
Carga Roca = γ roca · Hp = 2,2
t t · 6,74 m = 14,8 m3 m2
A4
A.3.4.5 Combinaciones de carga. De acuerdo a los criterios de diseño, se consideran las siguientes combinaciones de carga: Método esfuerzos admisibles: LC1: 1,0 PP + 1,0 R LC2: 1,0 PP + 0,5 R
Para el caso a. Combinación normal. Para el caso b. Combinación eventual.
En que: PP = Peso propio R = Carga de roca Para un espaciamiento de 1 m entre marcos, la carga de roca sobre el marco se indica en la Figura A – 3. En el marco de visera se considera la mitad de la carga de roca del marco típico.
Figura A – 3: Carga considerada sobre el marco típico.
A5
A.4 DISEÑO Y ANÁLISIS DE RESULTADOS. A.4.1
Caso a.
De acuerdo con los valores de las cargas obtenidas, las combinaciones de carga y el análisis realizado en el programa de análisis estructural, se obtienen los esfuerzos que se indican a continuación.
Figura A – 4: Diagrama de momentos en el marco típico (t-m).
Figura A – 5: Diagrama de esfuerzos axiales en el marco típico (t).
Se verifica la sección más desfavorable en sus combinaciones de carga axial y momento flector, se tiene: N = 21,7 ton M = 3,14 t/m Se considera un perfil HN 30 x 33.8 (300 x 300 x 8 x 6) y Una sección de hormigón de altura d = 20 cm.
A6
