UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERÍA
FACULTAD DE INGENIERÍA GEOLÓGICA, MINERA Y METALÚRGICA
“
ESTUDIO GEOMECÁNICO DEL PILAR DE CORONA DEL TAJO
NIÑO PERDIDO CÍ
A. MINERA RAURA S.A.”
INFORME DE COMPETENCIA PARA OPTAR EL TÍTULO
PROFESIONAL DE:
INGENIERO DE MINAS
ELABORADO POR:
ZENOBIO GUILLERMO RODRIGUEZ CAYLLAHUA
ASESOR:
ING. AUGUSTO TEVES ROJAS
Lima - Perú
DEDICATORIA
Agradezco profundamente a mis seres queridos por su comprensión y apoyo incondicional, por ser ellos los dueños de mi inspiración y móviles del deseo de desarrollo profesional en el esfuerzo de contribuir a la creación del pensamiento.
Agradezco también a mis colaboradores especialistas en el tema tratado, los cuales han permitido el ahondar en los conocimientos técnicos necesarios para poder poner esta disciplina de ingeniería como una oportunidad de negocio.
AGRADECIMIENTO
Gracias al Todopoderoso por el apoyo en los momentos más difíciles de mi vida.
del pilar de corona del tajo Niño Perdido que se tiene para la explotación de la parte superior del yacimiento.
El presente informe ha utilizado investigaciones y pruebas de campo, trabajos de gabinete, utilizando técnicas estandarizadas en el campo de la geomecánica.
En una primera parte del informe se tratan diversos aspectos generales de interés para la evaluación, relacionados básicamente a la geológica y a diversos aspectos relacionados con la explotación de la mina y gestión del Departamento de Geomecánica.
En una segunda parte se presentan los datos tomados de las investigaciones geomecánicas básicas, los cuales nos servirán para calcular los parámetros geomecánicos de la zona de estudio.
Culminando con el informe, en el tercera parte se presentan los resultados de la evaluación de los factores de seguridad, el cual nos indica el grado de estabilidad de la zona de estudio.
En resumen, las masas rocosas presentes con el minado del yacimiento Niño Perdido, según criterio de clasificación geomecánica de Bieniawski (1989), en general son de calidad III y IV y se presentan formando cuatro dominios estructurales que involucran al skarn, donde ocurre la mineralización y al mármol y rocas ígneas del entorno.El proceso de diseño del pilar de corona ha comprendido el empleo de varios criterios de diseño:
✓ El análisis de estabilidad controlado por el arreglo estructural de la masa rocosa.
✓ El análisis de estabilidad controlado por los esfuerzos.
✓ Y el diseño de pilares empleando análisis probabilístico de estabilidad.
ABSTRACT
The present study aims to evaluate geomechanical stability of the crown pillar tajo Niño Perdido you have to exploit the top of the reservoir.
This report has used research and field testing, lab work, using standard techniques in the field of geomechanics.
In the first part of the report covers general aspects of interest for evaluation, related mainly to the geological and various aspects related to the operation of the mine and Geomechanics Department management.
In a second part presents data taken from basic geomechanical investigations, which will serve to calculate geomechanical parameters of the study area.
Culminating with the report, in the third part presents the results of the evaluation of the safety factors, which indicates the degree of stability of the study area.
In summary, the present rock masses with the Niño Perdido reservoir mined as geomechanics classification criteria Bieniawski (1989), in general are quality III and IV and are presented into four structural domains involving the skarn, where mineralization occurs and igneous marble and the environment.
The design process has crown pillar including the use of various design criteria:
✓ The stability analysis controlled by the structural arrangement of the rock mass.
✓ The stability analysis controlled for the stress.
✓ And pillar design using probabilistic analysis of stability.
DEDICATORIA 2
1.4.3.2 Mineralización en Cuerpos 25
1.4.3.3 Mineralización Tipo Stock Work 26
CAPÍTULO II
GESTIÓN DE DEPARTAMENTO DE GEOMECÁNICA
2.1.1 Planificación del servicio 27
2.1.2 Requerimiento de evaluaciones geomecánicas 28
2.1.3 Participación en la programación diaria, semanal
y mensual de mina 28
2.2 Hacer 28
2.2.1 Evaluación Geomecánica 28
2.2.2 Levantamiento de Información 28
2.2.3 Zonificación Geomecánica 29
2.2.4 Logueos Geomecánicos 29
2.2.5 Interpretación Geomecánica 30
2.2.6 Aplicación de Mecánica de Rocas 30
2.2.7 Modelo Geomecánico 31
2.2.8 Estimación de Recursos de Sostenimiento 31
2.3 Verificar 31
2.3.1 Seguimiento a la ejecución 31
2.3.2 Control de calidad y mediciones sistemáticos 31
2.4 Actuar 32
2.4.1 Desviaciones del plan geomecánico 32
CAPÍTULO III
MINERÍA
3.1 Método de minado subterráneo 33
3.1.1 Método de Cámaras y Pilares con Relleno y Recuperación de
3.1.4 Método de almacenamiento provisional dinámico (Shrinkage)
Mecanizado 37
3.2 Ciclo de minado 38
CAPÍTULO IV
ESTUDIO GEOMECANICO DEL PILAR CORONA TAJO NIÑO PERDIDO
4.1 Investigaciones preliminares 41
4.1.1 Caracterizaciones de la masa rocosa 41
4.1.2 Clasificación de la masa rocosa 44
4.1.3 Zonificación geomecánica de la masa rocosa 46
4.1.4 Resistencia de la roca 47
4.1.4.1 Resistencia de la roca intacta 48
4.1.4.2 Resistencia al corte de las discontinuidades
estructurales 48
4.1.4.3 Resistencia de la masa rocosa 49
4.1.5 Condiciones del agua subterránea 50
4.1.6 Esfuerzos in-situ 50
CAPÍTULO V
EVALUACIÓN DE LA ESTABILIDAD DE LAS EXCAVACIONES
5.1 Estabilidad estructuralmente controlada 51
5.3 Análisis probabilístico de la estabilidad del pilar corona 53
5.4 Estudio de hundibilidad de Laubscher 54
5.5 Método grafico de estabilidad 55
5.6 Diseño de minado – dimensionamiento 56
CONCLUSIONES 58
RECOMENDACIONES 62
REFERENCIAS BIBLIOGRAFICAS 63
NOMENCLATURA 13
ANEXOS
Anexo 1: Data del mapeo geomecánico por celdas.
Anexo 2: Proyección estereográfica de las estaciones geomecánicas.
Anexo 3: Datos de entrada y salida del análisis de estabilidad estructuralmente controlado.
Anexo 4: Datos de entrada y salida del análisis de estabilidad debido a esfuerzos.
Anexo 5: Datos de entrada y salida del análisis probabilístico de estabilidad. Anexo 6: Análisis de Hundibilidad de Laubscher.
Cpo. Niño Perdido. 45 Tabla Nº 2: Unidades Geomecanicas del Cpo. Niño Perdido. 46 Tabla Nº 3: Resistencia compresiva unixial de la roca intacta
Cpo. Niño Perdido 48 Tabla Nº 4: Propiedades de la resistencia de la masa rocosa
Cpo. Niño Perdido 49 Tabla Nº 5: Data del mapeo geomecánico por celdas
(ver anexo Nº1)
Tabla Nº 6: Data de entrada y salida del análisis de estabilidad estructuralmente controlado (Ver anexo Nº 3) Tabla Nº 7: Data de entrada y salida del análisis de estabilidad debido a esfuerzos (Ver anexo Nº 4)
INDICE DE FIGURAS
Fig. Nº 1: Ubicación de Mina Raura. 19 Fig. Nº 2: Método de corte y relleno convencional 36 Fig. Nº 3: Secuencia de minado con taladros largos 37
NOMENCLATURA
c (Mpa): Cohesión
Dip Dir: Dirección de buzamiento de las discontinuidades
Dip: Buzamiento de las discontinuidades
DIPS: Software para análisis de proyecciones estereográficas de discontinuidades
E: Modulo de Young-Constante Elástica
ESR: Factor de Seguridad en la clasificación de Barton
FS: Factor de Seguridad
GSI: Strengh Geological Index – Índice de Resistencia Geológica
K: Relación entre esfuerzo horizontal / vertical
mi: Constante de la roca
MRMR: MRM para minería. Laubscher y Jakubec (2000)
PHASE2: Software para análisis de esfuerzo/deformación en excavaciones
Q: Índice de calidad de roca de Barton
RCU: Resistencia a la Compresion Unixial
RH: Radio Hidráulico – Relación entre Área / Perímetro de la sección.
RMR: Rock Mass Rating-Valoración del macizo Rocoso de Bieniawsky
UNWEDGE: Software para el análisis de estabilidad estructuralmente controlado.
Angulo de Fricción
INTRODUCCION
Compañía Minera Raura S.A. viene ejecutando las preparaciones de labores para
la explotación subterránea del cuerpo Catuva. Actualmente se están preparando en
niveles 630 y 660. Del Nivel 630 hacia superficie se tiene un encampe de 70m.
Debido a que la zona de estudio son labores antiguas (no hay evidencia topográfica
al respecto), se asume que el pilar corona es continuo.
En el presente estudio geomecánico se presenta el desarrollo de los trabajos
desarrollados y los resultados de los mismos.
Objetivos y alcances
El objetivo del presente trabajo es realizar una evaluación geomecánica del cuerpo
Niño perdido, con el fin de evaluar la estabilidad del pilar de corona que se dejara al
finalizar el minado, asimismo dimensionar las cámaras a realizar.
Los alcances relacionados con el objetivo planteado son:
Secuencia del estudio.
Primeramente se realizan las investigaciones básicas del macizo rocoso, con objetivo
de contar con los parámetros geomecánicos básicos. Estas investigaciones se realizan
en campo, así como también recolectar la información en anteriores estudios
realizadas en el área de trabajo.
En una segunda etapa, se revisara la información obtenida durante las
investigaciones básicas, con el fin de evaluar las condiciones de estabilidad tanto
local como global del área de minado.
Según los resultados que se obtuvieron en las dos etapas precedentes, se dan las
recomendaciones necesarias en relación al objetivo que cubre el presente trabajo.
Aspectos técnicos
Los aspectos técnicos materia de la evaluación fueron los sgtes:
Investigaciones básicas geomecánicas
✓ Se realizo la caracterización de la masa rocosa en base al mapeo geomecánicos
de las diversas labores, así como la información existente. Para realizar esta
caracterización se utilizaron las normas ISRM (Internacional Society for Rock
Mechanics), el cual es la norma internacional estándar.
✓ Se evaluaron las propiedades físico-mecánicas de la roca intacta, de las
discontinuidades y de la masa rocosa utilizando para ello procedimientos alternativos
según normas del ISRM.
✓ Se determino la calidad de la masa rocosa involucrada en el área de evaluación,
mediante la aplicación de criterios de clasificación geomecánica, como el de
Bieniawski RMR (1989), Bartón Q (1974) y Hoek & Marinos GSI (2000).
✓ Se llevo a cabo una zonificacion geomecánica del área de evaluación, a fin de
17
✓ Se evaluaron los factores influyentes que podrían poner en riesgo la estabilidad
de las excavaciones.
Evaluación de la condición de estabilidad
Se analizaron las condiciones de estabilidad de las estructuras de acuerdo a los
mecanismos de falla potencial del macizo rocoso.
Actividades realizadas
Se aplicaron técnicas estandarizadas en el campo ingenieril.
Actividades de Campo
✓ Estudio geológico de la zona a evaluar
✓ Mapeo geomecánico de las labores mineras.
✓ Ensayos de mecánica de rocas para caracterizar al macizo rocoso.
Actividades de gabinete
✓ Compilación de toda la información geomecánica existente.
✓ Revisión y procesamiento de la data recogida en campo.
✓ Estimación de las propiedades física-mecánicas de la roca.
✓ Clasificación geomecánica de la masa rocosa.
✓ Definición de las Unidades Geomecánicas de la zona de estudio.
✓ Revisión de los factores influyentes que pueden comprometer la estabilidad del
minado.
✓ Evaluación de las condiciones de estabilidad de las excavaciones asociadas al
minado, mediantes técnicas asistidas por computador o mediante ábacos.
CAPITULO I
ASPECTOS GENERALES
1.1 Ubicación
El distrito minero de Raura está ubicado en la cumbre de la Cordillera
Occidental divisoria continental de aguas, cabeceras de los ríos Huaura y Marañon.
Límite entre los departamentos de Huánuco (distrito de San Miguel de Cauri,
Provincia de Lauricocha) y Lima (Distrito y Provincia de Oyón). Sus coordenadas
geográficas de ubicación son:
Latitud : 10º 26’ 30” S
Longitud : 76º 44’ 30” W
Coordenadas U.T.M : 8’ 845, 500 N
309,700 E
1.2 Acceso
Se accede al área de estudio Mina Raura por la Carretera Panamericana Norte
(103 Km.), tomando el desvío Río Seco a Sayán (50 Km.), carretera a Churín y
19
Figura N° 1: Ubicación Mina Raura
1.3 Topografía
La topografía es abrupta con valles y circos glaciares, la altura varía de 4,300
m.s.n.m. hasta cumbres glaciares que alcanzan los 5,700 m.s.n.m.; debido al proceso
de de-glaciación y lluvias se han formado lagunas escalonadas, asimismo por el
proceso de denudación y erosión se tienen extensas zonas cubiertas con material
morrénico. La vegetación es por lo general de ichus y pastos, no se tiene presencia
de cultivos agrícolas debido al clima frío que presenta la zona.
1.4Geológica
1.4.1 Litología
1.4.1.1Rocas sedimentarias
La Cuenca de la Cordillera Occidental en la zona de Raura corresponde a la
plataforma con relleno del Jurásico Terminal al Terciario inferior – paleógeno, la
estructura sedimentaria de conjunto comprende una columna estratigráfica
donde se distinguen 03 grandes grupos de sedimentos, el grupo Goyllarisquisga,
el grupo de rocas carbonatadas con relación al grupo Machay, con presencia de
las formaciones Chulec, Pariatambo y Jumasha sobreyaciendo como fase
Terminal de la secuencia carbonatada se tiene depósitos de calizas margosas a
margas de la formación Celendín, como fase final se tienen depósitos de origen
continental, llamados capas rojas Casapalca.
El Grupo Goyllarisquisga, Al SW de Raura, afloran sedimentos
correspondientes al grupo Goyllar, afloran las formaciones Chimu y Carhuaz, no
se ha diferenciado en este sector la En Raura este grupo de sedimentos, está
conformado la formaciones que afloran en la zona de Raura son la formación
Carhuaz y la formación Chimu, que aflora al SO de la mina Raura , y es la Falla
Chonta responsable actuando con una rampa lateral ramificada desde la misma
estructura (Ángeles 1,997 – 2,005) la que pone en contacto a estas formaciones
con las rocas carbonatadas, su origen es predominantemente detrítico (areniscas
que luego por metamorfismo regional pasan a cuarcitas), con intercalaciones de
21
Rocas Carbonatadas, Las formaciones Chulec y Pariatambo son
predominantemente carbonatadas, con calizas y margas fosilferas, con materia
orgánica a bituminosa, presentan contenidos subordinados de material detrítico
fino como limoarcillitas, afloran en el paquete invertido Niño Perdido –
Condorsenga al SO de la Mina; la formación Jumasha está ampliamente
distribuida en la zona de Raura, aflora con unos 1,300 mts de espesor, se le ha
subdividido en 4 miembros reconocidos por una diferencia marcada en sus facies
de sedimentación, J-1, J-2, J-3 y J-4, la mineralización conocida estaría
asociada principalmente al J-1 y J-2, donde están emplazados los cuerpos
metasomáticos de contacto, cuerpos satélites, vetas y bolsonadas, recientes
estudios sobre los miembros del Jumasha y en correlación a la mina
calizas margosas, con horizontes pelíticos, que determinan la facie terminal de la
secuencia sedimentaria en el Coniaciano - Santoniano del Cretáceo Superior.
Capas Rojas.- Llamadas por la coloración de estos sedimentos de origen
continental registradas como las formaciones Casapalca en el Perú Central y
formación Chota en el Norte del Perú, se componen sobre todo de areniscas, con
de la mina al SO de la laguna Chuspicocha.
1.4.1.2Rocas Ígneas
Estudios y aportes de geólogos como: A. Porturas, J. Fernández Concha,
Norman Castillo, Donald Noble, R. Sillitoe, G. Rodríguez, J. Valera, L.
Montoya, C. Ángeles, M. Lavado, F. Cerón, P. Salcedo, A. Salas, E. Uribe, J.
Valdivia, A. Sánchez.; han conllevado a un modelamiento en Raura a través de
los intrusivos, brechas intrusivas, brechas volcánicas, diques tipo peeble dike y
volcánicos existentes, donde es necesario determinar con mayor precisión los
diferentes tipos de intrusiones y volcánicos asociados a la mineralización.
Donald Noble hizo dataciones radiométricas en las principales intrusiones, en el
stock de granodiorita (11 m.a ) y en el pórfido cuarcífero (8.2 +- 0.2 m.a.), está
última intrusión conllevó un complejo de brechas tipo peble breccia y brechas
pipe, con rocas volcánicas ácidas (dacitas y riodacítas, rocas sedimentarias del
basamento estratigráfico con clastos de cuarcitas y calizas). Se considera tres
fases de actividad ígnea volcánica en un lapso geológico comprendido entre 8 a
11 millones de años.
Primera Fase.- Representada por rocas volcánicas en su mayoría ácidas de
tipo dacitas, riodacitas a riolitas; estudios de campo determinan la posibilidad
de cuellos y ventanas volcánicas en él SE de la Mina en la zonas de Farallón,
Celia y Puyhuanmina, en contacto a las calizas Jumasha, se presentan tobas
silíceas, alejado del contacto de las calizas hacia el Oeste se presentan flujos
lávicos seudo estratificados, en la zona Este estas rocas albergan mineralización
con relleno de fallas y fracturas, también se presentan zonas de
23
Ag, en la zona de Brunilda, Margot, Santa Rosa, Hadas y Grety.
Segunda Fase.- Lo constituye la intrusión de un stock granodioritico que
viene a ser la roca intrusiva más antigua del área con una edad radiométrica de
11 millones de años. Se expone entre la Laguna Putusay Alta Cerro Colorado, en
la Laguna Niñococha en el Sur, y sobre la Laguna Tinquicocha al norte del
distrito. Fue mapeada como "diorita cuarcífera Cerro Colorado" (J. Fernández C.
1,964).
En sus contactos con la caliza se ha producido un halo de alteración
metamórfico (hornfels), seguido de mármol. En superficie los afloramientos
presentan superficies limonitizadas con tonalidades ocre-amarillentos por efecto
del intemperismo y procesos de oxidación-lixiviación.
Tercera Fase.- representada por la intrusión del pórfido
cuarcífero-monzonítico de una edad radiométrica de 7 millones de años, asociados a esta
intrusión se han determinado en campo diferentes intrusiones o intrusivos con
diferenciación magmáticas, de carácter ácido con características de tipo cuarzo
monzonitas y pórfidos dacíticos, que no se han datado radiométricamente
asimismo no se tienen edades radiométricas en los volcánicos, a lo cual se ha
planteado un programa de determinación con edades con métodos actuales
Ar/Ar, que puedan conllevar a mejorar las etapas de intrusión y su correlación
con la mineralización. a que originó, columnas de brecha y diques asociados al
sistema de fallamiento Este-Oeste. Esta última fase está relacionada a la
formación de cuerpos de skarn con reemplazamiento de zinc – plomo y vetas,
y Zn_Pb-Ag-Cu en los bordes y hacia las periferias Ag-Zn.
1.4.2 Geología Estructural
Teniendo como patrón estructural los Andes Centrales del Perú, en el
cretáceo superior se dieron etapas de plegamientos fallamientos y plutonismo
(Fase Inca), producto de esfuerzos de compresión SW – NE; en la zona de raura
se dieron plegamientos, de O a E, el Anticlinal Caudalosa, la escama invertida
Niño Perdido – Condorsenga y un Anticlinorio desarticulado que comprende el
Sinclinal Caballococha y el Anticlinal de Raura con rumbos por general andinos
N 20º-30º W. Como sistema de fallas de primer orden producto del sistema
compresivo en alineamientos N-S de Oeste a Este se tiene la gran falla regional
Chonta, que actua como falla inversa colocando la secuencia continental del
goyllar con la secuencia calcárea del cretáceo, esta gran falla es la zona de
debilidad de la corteza y que estaría conectada al manto por donde hicieron
ascenso los intrusivos, más al Este se presentan como sobrescurrimientos las
fallas Restauradora, Raura y Tinquicocha. En una etapa de distención se forman
fallas locales en segundo orden estructural con fallas de rumbos N-50º-65ºW,
E-W, en este sistema de fallas se han producido varios sistemas de vetas (vetas
Giannina, Abundancia, Roxana, Torres de Cristal, Flor de Loto).
En las últimas etapas de actividad tectónica por acción de estas mismas
fuerzas, originan fallas regionales que atraviesan el Distrito Minero de Raura,
representando una reactivación del sistema NE, desplazando a los sistemas NW
25
1.4.3 Geología Económica
El período de mineralización en el Distrito Minero de Raura, se produjo
probablemente entre los 8 a 10 millones de años con formación de minerales de
Calcopirita. Bornita, calcosina, esfalerita, galena y freibergita como mena y
como ganga: calcita, rodocrosita, aragonito, yeso, anhidrita. La mineralización
se presenta principalmente como relleno de fracturas preexistentes (vetas),
reemplazamientos metasomáticos de contacto (bolsonadas en Skarn) y depósitos
tipo Stock Work.
1.4.3.1 Mineralización en Vetas
Dos sistemas de fracturamiento son los que contienen toda la mineralización
en vetas en Raura. El sistema más importante tiene rumbo N 60º W a E-W.
El otro sistema tiene rumbo N 65º - 80º E. Existe un zoneamiento marcado en
la mineralización de Raura, al norte las vetas tienen minerales de Plata
(freibergita), Zinc y Cobre en menor cantidad, al sur se incrementa los
minerales con contenido de plomo y zinc (galena y esfalerita).
1.4.3.2 Mineralización en Cuerpos
En la zona de contacto metasomático (exoskarn) de las calizas Jumasha y los
intrusivos pórfido cuarcíferos, se presentan cuerpos o bolsonadas con minerales
de Zinc, Plomo y Plata.
El cuerpo de skarn con remplazamiento de zinc – plomo más importante en el
de 70º W. El halo de alteración metasomático (exoskarn) tiene una potencia de
50 – 60 m. y una longitud de 900 – 1,000 m., a lo largo de esta alteración se
emplazan los cuerpos de Sur a Norte Primavera, Betsheva, Catuva y Niño
Perdido, la mineralización se presenta con reemplazamiento de esfalerita,
marmatita, galena, calcopirita y diseminación de pirita. Hacia la caja techo en
contacto con el intrusivo se forman cuerpos de pirita sacaroide.
La mineralización en este cuerpo presenta un zoneamiento vertical en la parte
alta se observa mayor contenido de valores zinc, plomo, plata y en el centro
(nivel 490) se observa mayores valores de zinc disminuyendo los valores de
plomo. Y en profundidad (nivel 380) se incrementa los valores de cobre.
1.4.3.3Mineralización Tipo Stock Work
Son estructuras que encierran mineralización como relleno de fracturas
menores irregulares, con diseminación y ligeros reemplazamientos masivos;
como por ejemplo el cuerpo Gayco que se emplazan en rocas metamórficas
CAPÍTULO II
GESTIÓN DE DEPARTAMENTO DE GEOMECÁNICA
Se estableció el plan estratégico para la gestión de geomecánica, que conlleve
garantizar la estabilidad para un minado eficiente y seguro.
2.1 Planificar
2.1.1 Planificación del Servicio:
El área de Geomecánica determinará los alcances del proyecto o servicio,
planificando el uso de las herramientas geomecánicas para el registro de la
información como:
• Mapeo Geomecánico
• Zonificación Geomecánica
• Logueos Geológicos-Geomecánicos
• Ensayos de mecánica de rocas
2.1.2 Requerimiento de Evaluaciones Geomecánicas:
Las áreas interesadas solicitarán evaluaciones Geomecánicas, tal solicitud
quedará registrada en el file con la autorización correspondientes de las áreas
involucradas.
2.1.3 Participación en la programación diaria, semanal y mensual de mina:
El área de Geomecánica brindará información a las áreas participantes en la
programación de manera continua respecto a las evaluaciones geomecánicas, de los
macizos rocosos identificando condiciones de estabilidad, en torno a las
operaciones de minado.
2.2Hacer
2.2.1 Evaluación Geomecánica:
Las evaluaciones geomecánicas se llevaran a cabo por los técnicos e ingenieros
del área haciendo uso de las herramientas de registro de información para identificar
las condiciones de estabilidad, luego del cual se emitirá un informe para su
ejecución si así lo requiere o en caso de no ser factible se archivará como file de
información.
2.2.2 Levantamiento de Información:
• El mapeo geomecánico por estación, es desarrollado por la supervisión de
Geomecánica con las clasificaciones geomecánicas RMR
• Para mapeo geomecánico lineal, el área de Geomecánica desarrollará los mapeos
29
roca así como la determinación de los parámetros geomecánicos para la
evaluación de macizos rocosos.
• El mapeo Geo-estructural, determinación de parámetros estructurales de fracturas,
fallas y dominios estructurales será desarrollado como información
complementaria al mapeo geomecánico.
• El área de Geomecánica desarrolla los planos geomecánicos con la información
de la Hoja de Campo de Mapeo Geomecánico.
• 3.2.2.5 Geomecánica entrega mensualmente a mina los planos geomecánicos para
su aplicación en los controles de las excavaciones y del minado, el mismo que
será actualizado de acuerdo a los avances de la operación.
• Toda información recopilada será archivada como referencia.
2.2.3 Zonificación Geomecánica:
• Los mapeos geomecánicos y los mapeos Geo-estructurales indicados en los items
anteriores, serán compilados a los planos generales para su interpretación y
desarrollar zonificaciones de los macizos rocosos.
• Los parámetros geomecánicos que contemplará la zonificación geomecánica se
fundamenta en el tipo de roca, abertura máxima y tiempo de auto soporte.
• Los parámetros geomecánicos de control que se indican en los planos
geomecánicos serán en el Software.
2.2.4 Logueos Geomecánicos:
• El área de geomecánica utilizara los datos del logueo geológico - geotécnico para
• Elaboración de base de datos de logueos geomecánicos de taladros diamantinos
procesados con el Software.
• Análisis e interpretación de la data del logueo geomecánico y entrega a Ingeniería
para su aplicación en los proyectos.
2.2.5 Interpretación Geomecánica:
• Con la información de mapeos, logueos y de zonificación geomecánica, se
desarrolla planos y secciones geomecánicas.
• Se debe determinar los esfuerzos y desplazamientos alrededor de excavaciones
subterráneas, utilizando el Software especializado.
• El análisis e interpretación de los planos y las secciones geomecánicas se entrega
a las áreas involucradas.
2.2.6 Aplicación de Mecánica de Rocas:
• La zonificación Geomecánica determinará los principales macizos rocosos en los
cuales se va requerir conocer sus propiedades físicas y mecánicas para lo cual se
31
Mediante estos ensayos se podrá tener un amplio conocimiento del
comportamiento de la estructura rocosa asociado a los esfuerzos del entorno.
2.2.7 Modelo Geomecánico:
El modelo Geomecánico se irá plasmando en base a la data de zonificaciones,
secciones, logueos, ensayos y actualizando en el Software especializado, para
sectorizar las características del macizo rocoso.
2.2.8 Estimación de Recursos de Sostenimiento:
• La interpretación Geomecánica estima el tipo y los recursos de sostenimiento en
los proyectos de excavación, haciendo llegar un informe a Ingeniería y Mina con
las alternativas planteadas para su aprobación e incluirlos en el programa de
registros brindando información continua de los mismos a Mina.
2.3.2 Control de Calidad y Mediciones Sistemáticos
• Pernos de anclajes: por muestreo serán sometidos a la prueba de tracción mediante
la gata hidráulica que nos permitirá determinar la carga en TN a la que puede
• Mediciones de extensiometría: los desplazamientos serán medidos con el equipo
de convergencia mediante el programa de instalación de puntos de control,
especialmente en zonas de profundización, según la necesidad y la elaboración de
una base de datos para el ingreso de la información.
• Controles estadísticos: Se controla en forma permanente los elementos de
sostenimiento mediante una base de datos, el mismo que se reporta a Mina.
• Concreto lanzado: Se controla el espesor y la resistencia con el envió de muestras
a laboratorio externo.
• Toma de datos en puntos de monitoreo, gráficas y estadísticas de vibraciones para
el control del daño que ocasiona el explosivo al macizo rocoso.
2.4 Actuar
2.4.1 Desviaciones del Plan Geomecánico:
Emitir un informe de las no conformidades haciendo constancia a la
Superintendencia Mina, Gerencia de seguridad y Salud Ocupacional Jefe de
Planeamiento e Ingeniería, Gerencia de Operaciones, para que tomen las acciones
CAPÍTULO III
MINERÍA
3.1 Método de minado subterráneo.
Los métodos de explotación implementados están en función a la estructura
mineralizada y últimamente se tiende a una total tercerización de la producción
(actividad primaria). El método más empleado en vetas es el corte y relleno
hidráulico ascendente. En vetas potentes se emplea el método de corte y relleno
ascendente o almacenamiento provisional dinámico mecanizado según la calidad del
macizo rocoso. Para la explotación de cuerpos potentes se emplea el método de
cámaras y pilares con relleno hidráulico y recuperación de pilares.
Debido a la reducción de reservas de buena ley en las diferentes zonas de la mina
y a la baja de los precios de los metales, en la mina Raura está dirigiendo sus
esfuerzos en la aplicación de métodos de explotación de mayor productividad y de
menores costos de producción, tal es así que actualmente se viene implementando el método innovador de “hundimiento por subniveles descendentes con taladros largos”
en el cuerpo Catuva techo, es un método masivo de alta productividad, pero puede
resultar riesgoso para la seguridad del personal, se tiene que tomar medidas extremas
3.1.1 Método de Cámaras y Pilares con Relleno y Recuperación de Pilares.
Este método es empleado en cuerpos de gran potencia y con cajas de buena
calidad, actualmente ha disminuido el aporte en la producción debido que se han
reducido las dimensiones de los cuerpos, pero sigue siendo uno de los más
productivos por la mecanización empleada en la perforación y voladura como en el
acarreo y transporte.
Los trabajos de Preparación consisten en la ejecución del "by pass" en la caja piso
paralelo al cuerpo mineralizado a una distancia de 5 a 10 metros, a partir de este "by
pass" se corren cruceros (rampas negativas) perpendiculares cada 10 metros, que
cruzan la estructura desde la caja piso hasta la caja techo, para luego integrado con el
siguiente crucero, dejando pilares de sostenimiento. Esta misma secuencia se repite
para cada piso; la rampa de acceso al cuerpo mineralizado generalmente sirve para
tres cortes.
Cuando el cuerpo mineralizado presenta formas de tubo regular se construyen
rampas positivas de 15% de gradiente, que envuelven a la estructura; a partir de estas
rampas se construyen ventanas de acceso al cuerpo hasta delimitar con el contacto
caja techo, para luego delimitar los otros extremos. Paralelamente se construyen
chimeneas de ventilación que conectan a los niveles superiores. Los echaderos se
encuentran en las rampas de acceso.
Una variación de este método es el Corte y Relleno con Paneles, que consiste en
minar el cuerpo en paneles de 3.0 x 3.0 que se inician desde la caja piso al techo,
35
rellenan los paneles vacíos con relleno cementado para posteriormente minar los
pilares de mineral y rellenarlos.
3.1.2 Método de Corte y Relleno Ascendente en Vetas
Este método se emplea en todas las vetas angostas a potentes con condiciones
naturales desfavorables. Actualmente se aplica en la Veta Esperanza - Torre de
Cristal, Nancy niveles 480, 380, 300, en la niveles, 490 y 540 y Sofía Pilar nivel 490.
Las labores de preparación consisten en lo siguiente:
• Construcción de chimeneas cada 50m. las que delimitan el block de mineral que
sirven para servicios y que posteriormente será un tajo y en el centro se desarrolla
otra chimenea que sirve de echadero de mineral en el tajo. A partir de esta
chimenea central se corren subniveles a ambos extremos dejando un puente de
mineral de 3m con lo cual queda preparado el block para la explotación.
• Para la limpieza se usan los winches con rastrillos, en algunos casos cuando la
estructura es mayor a 1.2m de ancho se usa micra scoops para la limpieza de
mineral, en esos casos el echadero se construye fuera de la estructura
generalmente en la caja piso, a medida que avanza el corte se desarrollan
Figura N° 2: Croquis: método corte y relleno ascendente convencional
3.1.3 Método de Taladros largos.
Éste método se emplea en yacimientos de tipo “cuerpos”. La variante más
empleada es la de hundimiento de subniveles con taladros largos. Las labores de
preparación constan de dos subniveles de preparación sobre estructura con puentes
que pueden variar de 10 a 20 metros de longitud y una chimenea slot como se puede
apreciar en la figura. Las perforaciones se realizan con equipos jumbos (simbas),
éstas perforaciones pueden ser negativas, positivas o en abanico. La voladura se
desarrolla en retirada como se puede apreciar en la figura y la limpieza con scoops
diesel a control remoto.
Una de las desventajas de éste método es que la recuperación y la selectividad es
baja en comparación con otros método de minado además que el aporte de mineral
37
Figura N°3: Secuencia de minado con taladros largos
Los trabajos de preparación consisten en la construcción de un nivel de extracción
paralelo a la estructura mineralizada, generalmente de 8 a12 m de distancia de la
estructura, a partir de este se construyen cortadas o ventanas hacia la estructura que
permiten el acceso a la veta o cuerpo mineralizado.
3.1.4 Método de almacenamiento provisional dinámico (Shrinkage) mecanizado
Este método se emplea en vetas angostas a potentes con condiciones naturales
Construcción de una galerías de sub nivel, generalmente de 2 a3 m encima de la
galería de extracción, con una sección de 2.5 m de altura y ancho similar a la veta; la
longitud de esta es igual a la longitud del tajo.
Construcción de dos chimeneas de delimitación del bloque de explotación, que
unen las galerías de nivel, siguiendo la veta, que servirán de acceso al personal,
servicios auxiliares y ventilación, normalmente estas se encuentran con
sostenimiento de madera y escaleras.
Construcción de ventanas (puntos de carguío) desde la galería de extracción
explotación, es decir existe una relación lineal de las actividades del ciclo por cada
método, a continuación se describe las actividades del ciclo de minado para un
método corte y relleno ascendente con equipo cautivo.
Perforación.- Para la perforación de taladros horizontales conocido como breasting,
se emplean perforadoras eléctricas-hidráulicas Boomer Atlas Copco, de dos brazos, con barrenos de 12 a14 pies de longitud y 2’’ de diámetro, con brocas de 2.5”de
diámetro. Para la perforación de 30 taladros se emplea aproximadamente de 60 a 90
39
Voladura.- Esta se realiza con ANFO como explosivo principal, empleando como
iniciador dinamita, cordón detonante, micro retardo denominado exanel y guía de
seguridad de 10 pies de longitud para iniciar la voladura; para cumplir con la
secuencia del disparo se tiene que contar con una buena cara libre para la salida del
disparo.
Acarreo.- El acarreo de mineral se lleva a cabo empleando scoops eléctricos que van
desde 0.7 hasta 3.5 yd3 desde los tajos se alimentan de mineral a los echaderos
construidos con tal fin, las que a su vez son extraídas en el nivel inferior con
camiones volvos y transportados a la planta concentradora.
Ventilación.- El aire fresco que ingresa a la mina por túneles principales como son
Shuchapaj NV 300; Tinquicocha NV 380; Catuva NV 630 las que barren los tajos y
los aires contaminados son evacuados por la chimeneas RB construidos para este fin
en los tajos.
Relleno.- Para el caso del corte y relleno ascendente se emplea el relleno hidráulico y
Cuando se tienen que recuperar pilares se utiliza el relleno cementado (de momento
no se usa). El material de relleno utilizado es el relave cicloneado, el cual tiene
características muy particulares en pulpa: densidad 1,750 gr/lt, gravedad específica
3.43, porcentaje de sólidos en pulpa 65%, caudal 28 a 32 m3/hr. El relleno es
transportado a través de una tubería de 4”de diámetro, para su impulsión se emplea
una bomba Mars L-180 marca Mitsubishi accionado por un motor eléctrico de 90
KW de potencia a 1780 rpm y una tensión de 440 voltios. Para el rellenado de los
a 1m menor de la altura de corte a fin de tener una cara libre hacia abajo luego se
procede a la instalación de la tubería y manguera de relleno, la fase siguiente es el
rellenado propiamente dicho del corte hasta alcanzar el nivel de piso que permita
CAPÍTULO IV
ESTUDIO GEOMECÁNICO DEL PILAR CORONA TAJO NIÑO PERDIDO
4.1 Investigaciones preliminares
4.1.1 Caracterización de la masa rocosa
Mediante el mapeo geomecánico por celdas, se registraron las propiedades de
las discontinuidades. Para ello se instalaron estaciones de mapeo(En), los cuales
se ubicaron de manera sistemática tanto en superficie como en interior mina.
Las propiedades de las discontinuidades se registraron en el “Formato de mapeo geomecánico”. Estas propiedades son normas sugeridas por la Sociedad
Internacional de Mecánica de Rocas (ISRM) (ver Anexo 1)
✓ Rugosidad
✓ Tipo de relleno
✓ Espesor de relleno
✓ Intemperizacion
✓ Presencia de agua
✓ Resistencia de la roca
✓ Frecuencia de fracturamiento
En total se realizaron 11 estaciones de mapeo, distribuidas del siguiente modo:
06 en el Tajo abierto Niño Perdido y 05 en los niveles 630 y 660. Ver anexo 1 y
láminas G1 y G2
4.1.1.1 Caracterización Estructural (sistemas de discontinuidad)
Mediante recolección de campo, se tomaron las características de orientación
tanto de buzamiento(Dip) como dirección de buzamiento(Dip Dir). Para ello se
usó una brújula Brunton.
En Gabinete se procesó esta data asistida por computadora. Para ello se uso el
software DIPS versión 5.1. Este software nos realiza la proyección estereográfica
de los planos y podemos realizar el análisis de la formación de sistemas menores y
mayores de discontinuidades.
Asimismo se realizo la estadística de las demás propiedades de las
43
En el anexo 1 se presenta la data recolectada de campo.
En el anexo 2, se presenta el análisis mediante el DIPS
Del análisis de los resultados obtenidos se señala lo sgte:
La distribución de las discontinuidades a nivel composito en los Nvs 710,660 y
630, indica que en toda la zona de evaluación se presenta un mismo arreglo
estructural, donde se dan cuatro sistemas típicos de discontinuidad:
✓ Sistema 1, con rumbo SE y alto buzamiento hacia el SW. Conformado
por diaclasas.
✓ Sistema 2, con rumbo NE y moderado buzamiento hacia el SE.
Conformado por diaclasas.
✓ Sistema 3, con rumbo SW y alto buzamiento hacia el NW. Conformado
por diaclasas.
✓ Y sistema 4 con rumbo NW y alto buzamiento hacia el NE. Conformado
por diaclasas.
En de manera aislada sistemas de discontinuidad aleatoria.
4.1.1.2 Aspectos estructurales
Mediante la aplicación del software Dips, se realizo el análisis estadístico de la
información contenida en el anexo 1. De este análisis se deducen las
características estructurales de las Unidades Geomecánicas (UG).
Las estructuras menores, en general conformadas por las diaclasas, estas tienen
✓ Persistencias de 1-3m.
✓ Espaciamientos de 0.6 a 2.0m.
✓ Aperturas menores a 1mm.
✓ Superficies ligeramente rugosas a lisas.
✓ Relleno duro menor a 5mm
✓ Superficies ligeramente intemperizadas.
✓ Ligeros goteos a condiciones “mojados”
En la zona mineralizada (Skarn), las discontinuidades menores (diaclasas)
tienen las sgtes. Características estructurales:
o Persistencias menores de 1m
o Espaciamientos de 0.06 a 0.2m
o Aperturas mayores a 5mm.
o Superficies lisas.
o Relleno suave mayor a 5mm
o Superficies muy intemperizadas.
o Condiciones mojadas.
4.1.2 Clasificación de la masa rocosa
Se utilizaron las clasificación de Bieniawsky - RMR 1989, Barton - Q y Hoek&
Marinos – GSI para clasificar las diversas calidades de macizo rocoso existente. Ver
anexo 1.
En cada estación geomecánica se tomaron los datos de cada clasificación
45
En el anexo 1, tabla 1 y en los planos G1 y G2, se presenta la clasificación
geomecánica de la masa rocosa del área de evaluación.
En función a RMR de Bieniawski (1989), podemos señalar que la calidad de la
masa rocosa para la zona mineralizada (skarn) es: Mala (Clase IV, RMR 21-40) y en
las cajas(mármol e intrusivo) es: Regular(Clase III, RMR 41-60).
Tabla 1 - Clasificación geomecánica del macizo rocoso del Cpo. Niño Perdido
Nº
De las estaciones geomecánicas, podremos más adelante identificar las
4.1.3 Zonificación geomecánica de la masa rocosa
De las estaciones de mapeo geomecánicos y plasmándolo en planos respectivos,
se pueden definir las unidades geomecánicas existentes en la zona de trabajo.
Se aprecia la existencia de tres UG, bien definidas asociadas a la litología y
alteración existente.
En la Tabla 2, se presentan la delimitación de las unidades geomecánicas (UG).
Tabla 2 - Unidades Geomecánicas(UG) , Cpo. Niño Perdido
UG ESTACIONES RANGO
persistencia de 3 a 10 m, con un espaciamiento de 0.06 a 0.2 m, aperturas menores de
1 mm, paredes rugosas, ligeramente intemperizadas, relleno duro (principalmente
mineral) menor de 5mm, mayormente húmedas y con algunos goteos en tramos
47
La unidad geomecánica 2 (UG2) presenta persistencias de 1-3 m, con
espaciamiento de 0.06 a 0.2 m, paredes ligeramente rugosas, con rellenos duros
mayor que 5 mm, moderadamente a ligeramente intemperizados, la roca esta húmeda
con ligeros goteos localizados. Corresponde a la zona de intrusivo.
La unidad geomecánica 3 (UG3), tiene rocas que presentan discontinuidades con
persistencias menores a 1 m, espaciamientos menores de 0.06 m, aperturas mayores a
5mm, rellenos de brecha, muy intemperizado, húmeda y con goteos localizados.
Corresponde a la zona mineralizada.
4.1.4 Resistencia de la roca
4.1.4.1 Resistencia de la roca intacta
Los valores de la resistencia a la compresión unixial( c) fueron obtenidos
mediante los sgtes procedimientos:
✓ Método indirecto usando el martillo de geólogo.
✓ Ensayos in-situ de impacto con el martillo Schmidt de dureza.
La resistencia compresiva unixial ha sido determinada en cada estación de
mapeo geomecánico(ver anexo 1).
En la tabla Nº3 se presentan los valores promedio de la resistencia a la
Tabla 3 - Resistencia compresiva unixial de la roca intacta, Cpo. Niño Perdido
Roca
Resistencia compresiva unixial (MPa) Rango Promedio Intrusivo 100-120 110
Mármol 120-130 125
Skarn - Mineral 50-70 60
Los valores considerados para los parámetros “mi” son para el mármol: 18,
intrusivo: 20 y zona mineralizada: 10. Estos parámetros fueron obtenidos de
las diferentes evaluaciones geomecánicas ya ejecutadas tanto en diversos
niveles inferiores de la mina Raura.
El peso unitario considerado para las rocas mármol e intrusivo es 2.7
Tons/m3, para el mineral 3.5 Tons/m3.
4.1.4.2 Resistencia al corte de las discontinuidades estructurales
Para el presente estudio, se ha considerado la data existente de anteriores
estudios de mecánica de rocas.
Mediante el criterio de falla de Mohr - Coulumb podemos obtener tanto el
ángulo de fricción como la cohesión. Estos parámetros definen la resistencia al
corte de las discontinuidades existentes.
Los parámetros de resistencia al corte de las discontinuidades estructurales
49
✓ Mármol: Angulos de fricción de 50º a 55º
✓ Skarn: Angulos de fricción de 28º a 35º
✓ Mineral: Ángulos de fricción de 28º a 35º
4.1.4.3 Resistencia de la masa rocosa
Para estimar los parámetros de resistencia de la masa rocosa, se utilizaron el
criterio de falla de Hoek & Brown (2002), para ello se utilizo el programa
ROCDATA. Para ello se tomaron los valores más representativos de calidad de
la masa rocosa involucrada, asimismo de resistencia compresiva uniaxial y de
la constante "mi" de la roca intacta, desarrollados en este estudio. En la tabla 4
se presentan los resultados obtenidos sobre las propiedades de resistencia de la
masa rocosa tanto para el mármol como para el skarn.
Tabla 4 - Propiedades de resistencia de la masa rocosa
Litología
4.1.5 Condiciones de agua subterránea
Cuando en una excavación subterránea se presenta agua, generalmente contribuye
a desestabilizar al macizo rocoso. El agua transita mediante los sistemas de
discontinuidad, muchas veces disolviendo el relleno contenido en estos. Por otro lado
el agua aumenta el peso de la masa rocosa y aumenta la presión existente en el.
Se ha observado en los Nvs. 660 y 630, presencia del agua que corresponde a
condiciones "mojadas" y "goteos", lo cual se debe a que el área de evaluación se
ubica debajo de un glaciar estacional.
4.1.6 Esfuerzos in-situ
El estado de esfuerzos in-situ en la masa rocosa se ha estimado utilizando el
concepto del “Estado Tensional de la masa rocosa”, De esta manera se tendrían
esfuerzos verticales en el orden de 1.3 a 2.7 MPa. El valor de K (relación del
esfuerzo horizontal al esfuerzo vertical) considerado es de alrededor de 1.0.
El "Factor de Seguridad (FS) = Resistencia compresiva uniaxial de la roca intacta
/ Esfuerzo vertical" para el área de evaluación es > 1.2, lo cual indica que la
estabilidad de las excavaciones estará controlada mayormente por el arreglo
estructural de la masa rocosa (presencia de discontinuidades)
CAPÍTULO V
EVALUACIÓN DE LA ESTABILIDAD DE LAS EXCAVACIONES
5.1 Estabilidad estructuralmente controlada
Se estima que el comportamiento de la masa rocosa involucrada en el cuerpo
Catuva estará condicionado por su modelo estructural y en menor grado por los
esfuerzos presentes, dado que esta área es subsuperficial a superficial. En tales
condiciones consideramos relevante analizar la estabilidad debido al debilitamiento
estructuralmente controlado.
Desde el punto de vista de la estabilidad estructuralmente controlada, mediante
técnicas estereográficas se ha identificado el mecanismo de falla en el contorno de
las excavación (techo y paredes del tajeo). Para este caso, los mecanismos de falla
mas probables fueron las cuñas y su estabilidad fue analizada utilizando técnicas de
equilibrio límite.
La herramienta de cálculo para el análisis de estabilidad estructuralmente
Rocscience Geomechanics Software & Research (Canadá). Mediante esta evaluación
se tiene una apreciación detallada de la forma y dimensiones de las cuñas con
posibilidades de generar inestabilidad y con que elementos cualitativos y
cuantitativos de sostenimiento se llega a la estabilización.
La información utilizada para el análisis fue la siguiente: distribución de las
discontinuidades, dirección de avance de las excavaciones, espaciado de los sistemas
de discontinuidades y resistencia al corte de las mismas, considerando las
contribuciones fricional y cohesional.
Los resultados del análisis de estabilidad estructuralmente controlado, muestran
que los principales sistemas de discontinuidades forman cuñas tanto en el techo
como en las paredes de los tajeos. Las cuñas formadas en el techo son relativamente
pequeñas y potencialmente inestables y las cuñas formadas en las paredes son
estables (ver Figuras del Anexo 3). Estas figuras representan las condiciones que
podrían ocurrir en el tajeo del nivel superior debajo del pilar de corona.
5.2 Estabilidad controlada por esfuerzos
A fin de verificar el diseño geométrico de la estructura del actual área de minado,
se ha realizado un análisis de esfuerzo/deformación utilizando el software PHASE2
Versión 6.0, desarrollado por Rocscience Geomechanics Software & Research
(Canadá). En este análisis se ha simulado pilar de corona de 70 m de altura.
Los resultados de la simulación numérica efectuada, que se presentan en el Anexo
53
abierta, sin embargo, es necesario que la excavación en el techo sea tipo bóveda para
aprovechar el efecto arco para evitar la caída libre de bloques rocosos por el efecto
gravitatorio.
Los colores de las figuras del Anexo 4, representan rangos de valores del factor de
seguridad según lo indicado en la parte izquierda de las mismas. Según esto, los
resultados obtenidos para la simulación efectuada indican que, en general, las
condiciones de estabilidad tanto local como global son aceptables, con factores de
seguridad superiores a la unidad (1).
Cabe indicar que los datos de entrada relacionados a las propiedades de resistencia
de la masa rocosa, utilizados en las simulaciones efectuadas, conservadoramente
corresponden a un factor de perturbación por voladuras que podrían causar daños a
los contornos de la excavación, de no realizarse diseños y prácticas cuidadosas de
voladura. En el caso de efectuarse voladuras controladas, se tendrá mejores
condiciones de estabilidad de las excavaciones, Esto lleva a recomendar la
utilización de técnicas de voladura controlada.
5.3 Análisis probabilístico de la estabilidad del pilar de corona
El método de análisis probabilístico de la estabilidad de pilares de corona utiliza
varios criterios, siendo uno de ellos el que considera al pilar como un bloque rígido
sometido a esfuerzos de corte en los limites del pilar con las paredes, considerando
un esfuerzo efectivo horizontal y los criterios de falla de Hoek & Brown o de
Otro criterio empleado es el método elástico que esta diseñado para pilares
ubicados en profundidad donde la relación abierto máximo / profundidad es > 3, que
para el Cpo Niño Perdido no es aplicable. Finalmente hay un tercer criterio, que
considera al pilar como una viga no tensionada (criterio Voussoir) para esfuerzos
bajos y relación abierto máximo / profundidad> 3, que tampoco es aplicable al caso
de Catuva.
Todos estos criterios están implementados en el programa de computo CPillar,
habiéndose empleando la Versión 3.0 elaborada por Rocscience (1998) Toronto
Canadá.
Considerando el primero de los criterios, los resultados del análisis probabilístico
han indicado que un pilar de corona de 23 m de altura, es adecuado para lograr
condiciones satisfactorias de estabilidad. Los resultados son presentados en el Anexo
5.
5.4 Estudio de hundibilidad de Laubscher
Para realizar el análisis de hundibilidad de las excavaciones se ha usado el criterio
de Hundibilidad de Laubscher y Jakubec (2000) el cual usa el parámetro MRMR( el
cual es el RMR para minería).
MRMR =IRMR x A x B x C x D x E
A) factor por intemperizacion
B) factor por orientacion de estructuras
C) factor por esfuerzos inducidos
55
P(BS): Puntaje por grado de fracturamiento
P(JS): Puntaje por sistemas de discontinuidades
P(JC): Puntaje por Rugosidad
Por otro lado se define el parámetro radio hidráulico (RH), definido por la
geometría de la excavación.
Del análisis realizado (ver anexo 6) se concluye que el minado se encuentra en
ZONA ESTABLE. Se tendrían que abrir una cámara de más de 100m para llegar al
hundimiento.
5.5 Método gráfico de estabilidad
Diseñado por Mathews, es una metodología que nos servirá para análisis la
estabilidad tanto de las paredes como el techo de la labor.
Esta metodología se basa en la experiencia de minas en el mundo. Como data de
entrada usa el parámetro Q’.
Ja
RQD: Indice de calidad de roca
Jn: Numero de sistemas de familia de discontinuidad
Ja: Numero de alteracion
N = Q’ x A x B x C
Donde:
A: Corrección por esfuerzos inducidos
B: Corrección por orientación de discontinuidades
C: Corrección por orientación de paredes
Por otro lado se define el parámetro radio hidráulico (RH), definido por la
geometría de la excavación.
Del análisis realizado (ver anexo 7) se concluye que para mantener estable el
minado no se debería abrir cámaras de más de 25m ancho x 15 m de largox25m de
altura (Debido a la baja calidad del techo).
5.6 Diseño de minado – Dimensionamiento
Compilando los análisis de los ítems 6.1 al 6.5 podemos concluir que como
máximo se deben abrir cámaras de 25m ancho x 15 m de largo x 25m de altura.
Este diseño mantendrá la estabilidad global del minado, garantizando la seguridad
tanto de los equipos como del personal, asegurando la continuidad de las
57
CONCLUSIONES
1. Los resultados del análisis de distribución de discontinuidades han mostrado
que en toda la zona de evaluación se tiene un mismo arreglo estructural,
presentándose cuatro sistemas típicos:
✓ Sistema 1, con rumbo SE y alto buzamiento hacia el SW. Conformado
✓ Y sistema 4 con rumbo NW y alto buzamiento hacia el NE. Conformado
por diaclasas.
2. Las características estructurales de las estructuras menores son:
✓ Persistencias de 1-3m.
✓ Espaciamientos de 0.6 a 2.0m.
✓ Aperturas menores a 1mm.
59
✓ Relleno duro menor a 5mm
✓ Superficies ligeramente intemperizadas.
✓ Ligeros goteos a condiciones “mojados”
3. Según el criterio de clasificación geomecánica de Bieniawski (RMR 1989), se
concluye que la calidad de la masa rocosa en la zona mineralizada es: Mala
(clase IV, RMR: 21-40) y en la roca encajonante (mármol): Regular (clase
III, RMR: 41-60).
4. Las propiedades de resistencia de la roca intacta, de las discontinuidades y de
la masa rocosa se presentan en el Acápite 4.4 de este informe. En general el
mármol y intrusito presentan características de resistencias similares, que corresponden a valores de “resistencias medias”.
5. En las labores subterráneas del Cpo. Catuva se han observado presencia del agua que corresponde a condiciones “mojadas” y “goteos”, lo cual se debe a
que el área de evaluación se ubica debajo de un glaciar estacional. Según
información del personal de la mina, en tiempos de sequía la presencia del
agua disminuye. Las características de presencia de agua en el presente
estudio han sido consideradas en la valoración de la calidad de la masa
rocosa, con la cual se han realizado todos los cálculos de diseño.
6. Se ha estimado que el esfuerzo in-situ vertical es del orden de 1.85 MPa, para
una profundidad de 70m. El valor de K (relación del esfuerzo vertical con el
(FS) es mayor a 1.2(según el modelamiento de elementos finitos), lo cual
indica que la estabilidad de las excavaciones estará controlada mayormente
por el arreglo estructural de la masa rocosa (presencia de discontinuidades).
7. Los resultados del análisis de estabilidad estructuralmente controlado, han
indicado la formación de cuñas tanto en el techo como en las paredes de los
tajeos. Las cuñas del techo son relativamente pequeñas y potencialmente
inestables mientas que las cuñas de las paredes son estables. Este análisis
representa las condiciones que podrían ocurrir en el tajeo del nivel inferior
debajo del pilar de corona.
8. Los resultados del análisis de estabilidad controlado por los esfuerzos han
indicado que no habría mayores problemas de inestabilidad en las
condiciones de análisis efectuado, pues los factores de seguridad son mayores
a 1.2, significando condiciones adecuadas de estabilidad tanto local como
global.
9. El análisis probabilístico de la estabilidad del pilar de corona efectuado,
considerando a esta estructura como bloque rígido, ha indicado que el pilar de
corona de 23m de altura es conveniente para lograr condiciones satisfactorias
de estabilidad.
10.El análisis de hundimiento de Laubscher, indica que el hundimiento se daría a
61
11.El método grafico de estabilidad, indica que para mantener estable el minado
no se debería abrir cámaras de más de 25m ancho x 15 m de largox25m de
RECOMENDACIONES
1. Para utilizar un valor de K real en simulaciones numéricas utilizando el
software Phase2 se recomienda realizar mediciones de esfuerzos in-situ.
2. Una vez realizado la voladura de las cámaras(3mx3m) se recomienda que el
personal no ingrese al mismo, para evitar accidentes por caídas de rocas.
3. Realizar los trabajos de minado en épocas de baja precipitación, para evitar la
influencia del agua.
4. Operación Mina debe cumplir con el diseño de minado (tamaño de stope: 25m
de ancho x 15m de largo x 25m de altura) de propuesto para garantizar la
REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS
1. BIENIAWSKI Z. T. (1989) Engineering Rock Mass Clasification. Wiley -
Interscience Publication.
2. BRADY B.H.G. & BROWN E.T. (1985). Rock Mechanics for Underground
Mining. George Allen & Unwin-London.
3. BROWN E.T. (1981). Rock Caracterization Testing and Monitoring. ISRM
Suggested Methods Commission on Testing Methods, International Society
for Rock Mechanics.
4. HOEK E. (2002). Practical rock engineering. Rocscience.
5. URIBE EDWIN. (Diciembre 2006). Referencias sobre la Mineralización en
forma oral y planos.
6. DAVID CÓRDOVA. (Febrero 1998). Evaluación geomecánica en Mina
Raura: Zona Nv. 440 Catuva (Betsheva y Primavera), Zona Esperanza, Zona
DATA DEL MAPEO
LUGAR : HOJA Nro :
Deleznable con golpes firmes con la punta de martillo de geólogo se Lv
desconcha con una cuchilla
Se desconcha con dificultad con cuchilla. Marcas poco profundas en
la roca con golpe firme del martillo (de punta)
No se raya ni desconcha con cuchillo. La muestra se rompe con golpe D
firme del martillo Fn
La muestra se rompe con mas de un golpe del martillo C
Se requiere varios golpes de martillo para romper la muestra MF
Solo se rompe esquirlas de la muestra con el martillo
I SANA Ningún signo de intemperismo en el material rocoso. Quizás lig. De coloración
sobre superficies de discontinuidades principales
II LIGERO La decoloración indica intemp. del material rocoso y superf. de disc. El material
rocoso decolorido extremadamente es más débil que en su condición sana.
III MODERADA Menos de la mitad del mat. rocoso esta descompto y/o desintegrado a un suelo la 1 Ox OXIDOS Mi MINERAL
roca sana o decolorada se presenta como un marco continuo o como núcleo rocoso. 2 Sul SULFATO Py PIRITA
IV MUY INTEM. Mas de la mitad del mat. rocoso esta descompto y/o desintegrado a un suelo. La 3 Pnz PANIZO Ca CALCITA
roca sana o decolorada se presenta como un marco discont como núcleo rocoso. 4 Arc ARCILLA Lm LIMOS
V DESCOMPU. Todo el material rocoso esta descompsto y/o desintegrado a suelo. La estructura 5 Bx BRECHA
original de la masa rocosa aun se conserva intacta. Ser SERICITA
6 - 4
ABREVIA. ESPACIAMIENTO ABREVIATURAS DE TIPOS DE RELLENO
> 2 m
DESCRIPCION I MUY BUENA II BUENA
IDENTIFICACION DE CAMPO
TIPO DE ROCA FREC. FRACTURA VALOR ESTIMADO
A % B % C
DATOS DE MAPEO GEOMECANICO 01/11
COMPAÑÍA MINERA RAURA S.A. GRC / LBA
MINA RAURA
4730
MINA RAURA
21-dic.-08Nº ORIENTACION DE LA CARA TRAMO VALORACION DEL MACIZO ROCOSO (R.M.R.)
TAJO NIÑO PERDIDO
ESTACION RUMBO, AZIMUT, DIR BUZ. BUZAMIENTO DESDE
