i
UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERÚ
FACULTAD DE INGENIERÍA DE MINAS
TESIS
Presentado por el Bachiller
Jhonathan Pocomucha Quispe
Para optar el título profesional de
Ingeniero De Minas
Huancayo – Perú 2022
“Evaluación geomecánica del cuerpo Mery para el dimensionamiento y explotación
mediante SLS con taladros largos, en Compañía Minera Alpayana S.A.”
.
UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERÚ
Av. Mariscal Castilla Nº 3909 – 4089 . Pab. E. Oficina 109 C – Ciudad Universitaria – El Tambo – Huancayo – Cel. 964649011
ACTA DE SUSTENTACIÓN DE TESIS VIRTUAL
En el Auditorio virtual de la Facultad de Ingeniería de Minas de la UNCP a los diez días del mes de octubre del año dos mil veintidós, con la presencia de los miembros del Jurado integrado por:
PRESIDENTE Dr. ORISON EVANS DELZO SALOMÉ
SECRETARIO DOCENTE Dr. HÉCTOR ARTURO LÓPEZ DÁVILA
JURADO Dr. ORISON EVANS DELZO SALOMÈ
JURADO Dr. RAÚL JESÚS BALDEÓN RETAMOZO
JURADO MSc. FELIX JUAN DE DIOS CÁRDENAS APOLINARIO
Siendo las 11:30 a.m. se dio inicio al Acto de Sustentación de Tesis Virtual del Bachiller:
JHONATHAN POCOMUCHA QUISPE
El Secretario Docente dio lectura a la Resolución de Decano Nº 045-2022-DFAIM- UNCP, luego el sustentante procedió a exponer su TESIS titulada: “EVALUACIÓN GEOMECÁNICA DEL CUERPO MERY PARA EL DIMENSIONAMIENTO Y EXPLOTACIÓN MEDIANTE SLS CON TALADROS LARGOS EN COMPAÑÍA MINERA ALPAYANA S.A”.. Culminada la exposición, los señores vocales del Jurado procedieron a efectuar las observaciones y preguntas respectivas. Una vez terminada la evaluación, se invitó al sustentante y público en general a abandonar el Auditorio, para la deliberación del caso, pasándose luego a la votación nominal, de la cual se obtuvo el siguiente resultado:
__________________________________________
El Secretario Docente invitó a pasar al Auditorio al interesado para dar a conocer el resultado final, que fue anunciado por el Presidente.
Se dio por terminado el Acto de Sustentación Virtual a las 12:35 p.m. del mismo día, firmando a continuación los miembros del Jurado.
Dr. ORISON EVANS DELZO SALOMÉ
Presidente Dr. HÉCTOR ARTURO LÓPEZ DÁVILA Secretario Docente
Dr. ORISON EVANS DELZO SALOMÉ
Jurado
Dr. RAÚL JESÚS BALDEÓN RETAMOZO
Jurado
MSc. FELIX JUAN DE DIOS CÁRDENAS APOLINARIO
Jurado
OEDS/mas.
APROBADO POR UNANIMIDAD
ii Asesor
Doctor Orison Evans Delzo Salome ORCID ID: 0000-0002-9572-5228
iii Dedicatoria
Con inmenso aprecio y cariño a mis padres y mis hermanos.
iv Agradecimiento A dios por haberme dado la vida Al Doctor Orison Evans Delzo Salome, quien desinteresadamente asesoro esta mi tesis.
Y a todos los ingenieros y operarios de Compañía Minera Alpayana S.A
v Resumen
La investigación trata de la Evaluación geomecánica del cuerpo Mery para el dimensionamiento y explotación mediante SLS con taladros largos, en Compañía Minera Alpayana S.A. El estudio tiene por objetivo evaluar geomecánicamente el Cuerpo Mery y realizar el dimensionamiento del metodo de explotación SLS con taladros largos en Compañía Minera Alpayana S.A. el método de investigación es analítico – sintético, tipo aplicado, nivel descriptivo y diseño longitudinal; teniendo como muestra al Cuerpo Mery y al Método SLS con taladros largos, esta muestra fue elegida, indicada y convenida entre la Minera y el tesista.
Concluimos que el estudio geomecánico del Cuerpo Mery nos permite el correcto dimensionamiento del método de explotación SLS taladros largos ascendentes con relleno cementado (SARC). En los anexos se adjunta documentos que sustentan la investigación.
Palabras claves: Evaluación geomecánica, dimensionamiento, SLS con taladros largos.
vi Abstract
The research deals with the geomechanical evaluation of the Mary body for sizing and exploitation by SLS with long drills, in Alpayana Mining Company S.A. The objective of the study is to geomechanically assess the Cuerpo Mary and perform the sizing of the SLS exploitation method with long drills in Alpayana Mining Company S.A. the research method is analytical – synthetic, applied type, descriptive level and longitudinal design; having as a sample to the Mary Corps and the SLS Method with long drills, this sample was chosen, indicated and agreed between the Minera and the thesis. We conclude that the geomechanical study of the Mary Body allows us the correct sizing of the SLS exploitation method of ascending long drills with cemented filling (SARC). Documents supporting the investigation are attached to the annexes.
Keywords: Geomechanicalevaluation, sizing, SLS with long holes.
vii Índice
Asesor ii
Dedicatoria iii
Agradecimiento iv
Resumen v
Abstract vi
Índice vii
Índice de tablas xi
Índice de figuras xii
Introducción xiii
Capítulo I 14
Planteamiento del problema 14
1.1. Fundamento del problema 14
1.2. Formulación de problema 16
1.2.1. Problema general 16
1.2.2. Problemas específicos 16
1.3. Objetivos de la investigación 16
1.3.1. Objetivo general. 16
1.3.2. Objetivos específicos 17
1.4. Justificación e importancia 17
1.5. Alcances y limitaciones de la Investigación 17
Capítulo II 19
Marco teórico 19
2.1. Antecedentes de investigación 19
viii
2.2. Bases teóricas 21
2.2.1. Geomecánica 21
2.2.1.1. Estabilidad gráfica de roca 21
2.2.2. Dimensionamiento 29
2.2.2.1. Dimensionamiento de Sublevel stoping 31
2.3. Definición de términos 34
2.4. Sistema de hipótesis y variables 37
2.4.1. Hipótesis general 37
2.4.2. Hipótesis especificas 37
2.4.3. Variables 37
2.4.3.1. Variable independiente 37
2.4.3.2. Variable dependiente 37
2.4.4. Operacionalización de variables 37
Capítulo III 39
Metodología de investigación 39
3.1. Método de investigación 39
3.2. Tipo de investigación 39
3.3. Nivel de investigación 39
3.4. Diseño de investigación 39
3.5. Población y muestra 39
3.5.1. Población 39
3.5.2. Muestra 40
3.6. Técnicas e instrumentos de recolección de datos 40
3.6.1. Técnicas 40
ix
3.6.2. Instrumentos 40
3.7. Técnica de procesamiento de datos 40
Capitulo IV 41
Resultados 41
4.1. Estudios geomecánicos 41
4.1.1. Identificación del yacimiento 41
4.1.1.1. Antecedentes 41
4.1.1.2. Aspectos petrológicos 43
4.1.1.3. Discontinuidades 44
4.1.1.4. Aspectos estructurales 47
4.1.2. Clasificación del macizo rocoso 49
4.1.3. Zoneamiento geomecánica 51
4.1.4. Resistencia geomecánica 53
4.1.4.1. Roca intacta 53
4.1.4.2. Discontinuidades 56
4.1.4.3. Resistencia del macizo rocoso 57
4.1.5. Agua subterránea 58
4.1.6. Esfuerzos instantáneos 58
4.2. Estabilidad 59
4.2.1. Rumbos de avance 60
4.2.2. Abertura máxima de excavación y su sostenimiento 60
4.2.2.1. Permanentes 60
4.2.2.2. Excavaciones temporales 64
4.2.2.3. Tajeos 65
x
4.2.3. Control de estabilidad 68
4.3. Dimensionamiento SLS 69
4.3.1. Selección del método 69
4.3.2. Parámetros del método 71
4.3.2.1. Ubicación de las excavaciones 71
4.3.2.2. Esquema de minado y dimensiones de tajeos 71
4.3.2.3. Secuencia de avance 72
4.3.2.4. Relleno 75
4.3.2.5. Sostenimiento de labores 76
4.3.2.6. Dilución 77
4.4. Prueba de hipótesis 77
Conclusiones 82
Recomendaciones 84
Referencias bibliográficas 85
Anexos 88
xi Índice de tablas
Tabla 1. Operacionalización de variables ... 37
Tabla 2. Sistema de discontinuidades en cuerpo Mery ... 44
Tabla 3. Criterios de clasificación de roca ... 50
Tabla 4. Calidad de roca ... 50
Tabla 5. Zonificación geomecánica y calidad de roca ... 52
Tabla 6. Resistencia compresiva de la roca intacta (Ensayos con martillo Schmidt) ... 53
Tabla 7. Resistencia compresiva de roca intacta (Ensayos de carga puntual) ... 54
Tabla 8. Resistencia compresiva de roca intacta (Ensayos de compresión triaxial) ... 54
Tabla 9. Constante “mi” de roca intacta ... 55
Tabla 10. Propiedades físicas de roca intacta ... 55
Tabla 11. Corte directo en discontinuidades ... 57
Tabla 12. Propiedades de resistencia de la masa rocosa ... 57
Tabla 13. Aberturas máximas ... 62
Tabla 14. Sostenimiento de excavaciones permanentes ... 64
Tabla 15. Sostenimiento de excavaciones temporales ... 65
Tabla 16. Aberturas máximas y tiempos de autosostenimiento en tajeos .... 65
Tabla 17. Dimensionamiento de excavaciones ... 67
Tabla 18. Métodos de minado subterráneo ... 70
Tabla 19. Sostenimiento de tajeos ... 77
xii Índice de figuras
Figura 1. Reducción de esfuerzos ... 23
Figura 2. Comparación SRF ... 24
Figura 3. Factor A ... 25
Figura 4. Factor B. ... 26
Figura 5. Factor C. ... 27
Figura 6. Factor C y efecto de deslizamiento ... 29
Figura 7. Estereografía de contornos del compósito general ... 45
Figura 8. Estereografía de planos del compósito general ... 46
Figura 9. Diagrama de roseta de discontinuidades del compósito general .. 46
Figura 10. Sostenimiento de excavaciones permanentes ... 63
Figura 11. Gráfico de estabilidad. (Potvin & y Nickson) ... 67
xiii Introducción
Con la investigación se buscar la mejor alternativa de minado subterráneo y el dimensionamiento de sus estructuras, de modo de mejorar la que ejecución del minado sea eficiente y seguro.
Fue necesario realizar trabajos de campo, laboratorio y gabinete para poder cumplir con el objetivo planteado. En primer lugar, esta fase inicial de estudio se centró en realizar una investigación básica para recopilar la información necesaria. Esto condujo a la evaluación adecuada de los parámetros de control de estabilidad y cimentaciones geomecánicas. Luego, una segunda etapa combinó la información recopilada para evaluar las condiciones de estabilidad de las excavaciones bajo tierra. Después de esto, este trabajo produjo una alternativa menos invasiva para la minería subterránea.
La caracterización del macizo rocoso incluye clasificar la roca con base en información geotécnica sobre las operaciones mineras subterráneas del área. Los datos de testigos de perforación diamantina y el mapeo de las operaciones mineras subterráneas ayudan a completar este proceso. La clasificación da como resultado una comprensión de las propiedades geomecánicas de la roca que los mineros pueden usar para cavar túneles de manera segura. Para determinar las propiedades físicas y los parámetros de resistencia de la roca, se utilizaron pruebas de laboratorio y pruebas realizadas in situ.
El autor.
14 Capítulo I
Planteamiento del problema 1.1. Fundamento del problema
Compañía Minera Alpayana S.A. en los últimos años ha ido implementando diferentes tecnologías en las diferentes áreas del proceso minero productivo, tales como método de minado, perforación, voladura, acarreo, extracción de mineral, ventilación y drenaje, logrando así altos índices de productividad los mismos que se evidencian en la reducción de costos de operación; y actualmente se encuentra realizando estudios geomecánicos con el propósito de rediseñar los metodo de minado.
Teniendo en cuenta que la Geomecánica es muy importante en las explotaciones mineras, ya que es parte primordial del control de riesgos y seguridad plena de los trabajadores, ya que la buena evaluación de los macizos rocosos da las pautas y características para conservar estabilizadas las labores. La estabilidad de las cajas se tiene en cuenta a la hora de elegir un minado rentable. También se considera qué tan bien se encuentran las cajas estructurales de la roca y cuánto esfuerzo se hizo para estabilizarlas.
Cuando hay la necesidad de realizar explotaciones mineras subterráneas es necesario realizar evaluaciones geomecánicas que nos permitan conocer íntegramente al cuerpo mineralizado para así poder dimensionar y aplicar determinado método de explotación minera acorde a sus caracterizaciones.
15 Actualmente se utilizan herramientas informáticas (software) como el Dips, Unwedge, Phase 2 (pertenecientes a Rocscience) que ayudan a crear nuevos diseños de tajeos, preparar los niveles de desarrollo, medir los factores de estabilidad y calcular una secuencia de minado.
Adicionalmente, se utilizan métodos de estabilidad gráfica que miden las dimensiones del tajo y prepararlo para su desarrollo.
Con la investigación que realizaremos trataremos de realizar el diseño del método Sub Level Stoping (SLS) con taladros largos, mediante la evaluación y el análisis geomecánico las cajas y mineral, y el análisis operativo del ciclo de minado lo que conlleva a buscar la mejora continua en todos los procesos mineros: Actualmente para mejorar (rediseñar) un método de explotación, es de suma importancia la geomecánica y la evaluación sistemática de todas las variables que intervienen en el proyecto.
La evaluación geomecánica se basa en la caracterización del macizo rocoso del yacimiento y las condiciones circundantes a este, a partir de las clasificaciones geomecánicas obtenidas de la información geotécnica levantada en campo y pruebas de laboratorio de la roca intacta. El diseño de excavaciones en roca se vuelve complejo puesto que es muy difícil aplicar modelos de mecanismos físicos para el diseño, por esta razón los ingenieros han recurrido a relacionar empíricamente la calidad del macizo rocoso (por ejemplo, el Q de Barton y el RMR de Bieniawski) con la estabilidad de las excavaciones. Estas relaciones no
16 son deducidas por principios físicos sino más bien de observaciones in situ.
1.2. Formulación de problema 1.2.1. Problema general
¿Cómo la evaluación geomecánica del cuerpo Mery determina el dimensionamiento y explotación mediante SLS con taladros largos, en Compañía Minera Alpayana S.A. - 2021?
1.2.2. Problemas específicos
• ¿Cuáles son los parámetros geomecánicos a considerar en el dimensionamiento del cuerpo Mery para su explotación mediante SLS con taladros largos?
• ¿Cuál es el dimensionamiento de aberturas para la explotación mediante SLS con taladros largos de acuerdo con la evaluación geomecánica del cuerpo Mery?
1.3. Objetivos de la investigación 1.3.1. Objetivo general.
Evaluar geomecánicamente el cuerpo Mery y realizar el dimensionamiento del metodo de explotación SLS con taladros largos, en Compañía Minera Alpayana S.A.
17 1.3.2. Objetivos específicos
• Determinar los parámetros geomecánicos adecuados a considerar en el dimensionamiento del cuerpo Mery para su explotación mediante SLS con taladros largos.
• Dimensionar las aberturas de explotación del SLS con taladros largos de acuerdo con la evaluación geomecánica del cuerpo Mery.
1.4. Justificación e importancia
Los expertos y especialistas en minería deben conocer correctamente la roca que extraen del subsuelo para obtener un mineral útil. Lo hacen utilizando la técnica científica de evaluación geomecánica. El propósito de esto es asegurarse de que la mina sea estable y lo suficientemente noble para contener todo el equipo sin colapsar. También deben considerar preocupaciones globales sobre el terreno y la dimensión, que están determinadas por clasificaciones geomecánicas obtenidas de las pruebas de campo y laboratorio de la integridad de la roca.
1.5. Alcances y limitaciones de la Investigación
Los investigadores deben evaluar la calidad de varios métodos de extracción en función a la geomecánica, como el tamaño y los intereses de los yacimientos de mineral. Deben considerar esto junto con la composición geológica de cada depósito.
18 Se tiene la certeza que no existirán limitaciones en cuanto a la investigación ya que la misma Compañía Minera es la que está promoviendo estos tipos de estudios conducentes a obtener mayor producción y así obtener mejores beneficios y utilidades económicas.
La investigación se limita al estudio del cuerpo Mery de Compañía Minera Alpayana S.A. durante los meses de julio a diciembre del 2021.
19 Capítulo II
Marco teórico 2.1. Antecedentes de investigación
Torres, A. (2009): en su estudio realizado sobre procesos de minería se utilizan taladros largos para crear subniveles por debajo del nivel principal. Esto ayudo a reducir la probabilidad de que el lecho rocoso choque con los mineros, además de reducir los costos en $12 por tonelada a $7,04 por tonelada. Además, la producción puede aumentar de 7.000 toneladas por mes a 12.000 toneladas por mes con taladros largos. Estos aumentan significativamente la productividad de los trabajadores de 18 a 27 toneladas por hora. Además, una mayor mecanización permite que estos taladros sean significativamente más rentables que otros métodos de perforación.
Con base en su investigación, Tito Q. (2018) concluyó que la Unidad Minera Untuca produjo 1.272 toneladas de mineral por día gracias a los depósitos de mineral de forma alargada dentro de los subniveles. Encontró esto a través de la explotación de subniveles más bajos con taladros lo suficientemente largos como para explotar los depósitos minerales
Reyes M. (2002) sugiere que los métodos de minería con taladros largos son más efectivos para tipos específicos de depósitos minerales. Estos métodos utilizan taladros perforados a través de estratos con altas concentraciones de minerales. Alternativamente, se
20 pueden utilizar en potentes capas ricas en minerales. Se logra una comprensión más profunda de este nuevo método de minería a través de una contemplación externa a los factores geológicos y mecánicos dentro de un depósito mineral específico.
Mendoza D. (2008) Logra a través de la investigación, brindar un diagnóstico del estado actual de las explotaciones mineras, como es el de taladros largos. Diseñando un plan de minado acorde a las normas, para así implementar el nuevo método. Luego se realiza una evaluación de los riesgos y vulnerabilidades causadas por este método, seguido de la elaboración de estándares para este tipo de minado.
Palomino U. (2016) manifiesta en su investigación realizada en La Unidad de Producción Uchucchacua de Buenaventura S.A.A. crear taladros largos en vetones y cuerpos ubicados debajo de los subniveles. Los mineros buscan mejorar la seguridad, reducir los costos y aumentar el volumen de minerales extraídos con cada disparo.
Logran esto mediante el uso de un método de minería de taladros largos. La minería de subnivel reemplaza a los métodos ascendentes de corte y relleno disminuyendo los costos y aumentando los volúmenes.
Herrera, D. (2018) concluye que la perforación de rocas implica muchos usos, incluida la exploración, el drenaje, servicios auxiliares y más. Con el tiempo, se han incorporado diferentes tecnologías a la
21 explotación de minerales, aunque algunas han dejado de usarse debido a factores externos como el medio ambiente o la economía. La voladura requiere perforación seguida de la explosión; si no se perfora correctamente, se invalidan algunos de los beneficios de las voladuras;
esto se debe a que las técnicas de perforación dan buenos resultados cuando se perfora de acuerdo a ciertas técnicas. La forma correcta de interpretar la perforación es cuando se realiza con las herramientas y equipos más adecuados. Idealmente, una buena voladura debe cumplir con el objetivo previsto.
2.2. Bases teóricas 2.2.1. Geomecánica
La geomecánica tiene como objetivo estudiar las particularidades de la roca dentro de las estructuras y labores de Compañía Minera Alpayana, el cual nos ayudara a conocer el comportamiento de este para determinar el método de minado más adecuado y seguro.
2.2.1.1. Estabilidad gráfica de roca
El método de estabilidad gráfica (Mathews, 1980) usa una curva para definir N' para determinar la clase de macizo rocoso. Cada curva muestra diferentes niveles de estabilidad y determina la clase por un número entre uno y nueve. Esta es una variación del método Q (Barton), siendo:
22 N´ = Q´ x A x B x C
A: factor de esfuerzo
B: coeficiente de orientación de roca
C coeficiente de orientación de plano de diseño Q’ = (RQD/Jn) (Jr/Ja)
Una roca con una integridad superior a 100 debe contener ajustes basados en sus pruebas de resistencia tanto para la caja del techo como para los cálculos de las menas. Estos ajustes deben estar en línea con la resistencia superior de la roca dividida por 100. Además, las áreas de cajas falsas deben tenerse en cuenta al calcular la dilución. Estos se definen individualmente por los parámetros A, B y C:
Factor A
El Rock Stress Factor A originalmente estaba destinado a reemplazar el SRF. Al igual que con el SRF, es la relación entre la resistencia a la compresión uniaxial (UCS) de la roca y la presión paralela aplicada.
Sin embargo, Rock Stress Factor A propuesto por Mathews et al. en 1980 no considera la pérdida del confinamiento de la roca (ver figura 1).
23 Figura 1. Reducción de esfuerzos
Fuente: Mining Handbook SME.
SRF destaca que las fracturas en los macizos rocosos pueden otorgar a las personas más movilidad gracias a la relajación del estrés. Esto se debe a que se considera la zona de tensión de bajo confinamiento que alivia la tensión. Una vez se obtuvo una estabilidad sustancial mediante el factor SRF original mientras se extraía en entornos con estrés de confinamiento moderado. Esto se debió a que la experiencia ha demostrado que incluso las presiones de confinamiento bajas pueden aumentar la resistencia última de los niveles situados debajo de los rebajes.
Se recopilaron nuevos datos de observaciones de parada abierta (Villaescusa, 1996) y modelado numérico (Mount Isa Mines, 1982). Esta información se utilizó para revisar el Factor A y disminuir al valor original de Potvin
24 (1988) en varios puntos. Como se ve en la Figura 2, el método de Q de 1974 es mucho más reservado que el SRF al evaluar la estabilidad de las cámaras.
Se ha creado un nuevo factor A mediante el uso de análisis de regresión en prácticas modernas de voladura de rebajes y datos de resistencia/tensión del piso de rebajes abiertos de muchas minas australianas (Figura 3). Como en el SRF original, se consideran los beneficios de la tensión de confinamiento mediana.
También se sugiere que no se necesita corrección de falla por compresión cuando la relación UCS/esfuerzo inducido excede a 5.5. Se recomienda considerar la resistencia de la roca al calcular el Factor A que es igual a σv = ρ.Z
Figura 2. Comparación SRF
Fuente: Mining Handbook SME
25 Figura 3. Factor A
Fuente: Mining Handbook SME Factor B
El factor B de orientación del defecto de la roca mide la probabilidad de que un defecto de la roca interrumpa un pasaje y se determina analizando los datos de discontinuidad. Sopesa la probabilidad de que los defectos de las rocas se alineen con las características geológicas naturales.
Este método requiere calcular el ángulo real entre una pared plana y una característica geológica accesible para determinar el Factor B. (Potvin, 1988) cambió el factor B para dar cuenta de los cambios más significativos. Estos incluyeron cambios en los planos subparalelos de discontinuidad.
Las observaciones de los pisos de fisuras reales demuestran que no se debe hacer ninguna correlación
26 entre la orientación de la discontinuidad y el ángulo cuando el ángulo excede los 65 grados que se muestran en la Figura 4. Además, se recomienda evitar las discontinuidades con un ángulo de más de 65 grados.
Estas discontinuidades en ángulo pueden resultar en una disminución del rendimiento y una penalización significativa, posiblemente del 60 % a Q.
Figura 4. Factor B.
Fuente: Mining Handbook SME
Para determinar el Factor B se debe tomar en cuenta el ángulo entre los polos del sistema de fracturas predominantes y de la proyección de la caja techo en base al programa Dips.
Factor C
El factor de ajuste C estaba destinado a tener en cuenta la gravedad en la estabilidad de la superficie de diseño. Fue propuesto por Potvin en 1988 y luego
27 modificado por él para tener en cuenta el análisis retrospectivo de las minas australianas. Bieniawski propuso una serie de ajustes en 1989 después de analizar la estabilidad de los rebajes en varias minas.
Este factor ahora se mantiene en un valor consistente para techos de caserones con buzamientos de menos de 20 grados.
Figura 5. Factor C.
Fuente: Mining Handbook SME
El estudio de Potvin (1988) sugirió un segundo método para analizar los modos de falla debido al deslizamiento. Este método aumentó la precisión del
28 cálculo al tener en cuenta el ángulo de buzamiento de las discontinuidades críticas. Cuando la resistencia friccional de una discontinuidad crítica excede su fuerza impulsora, la cantidad de ajuste alcanza su valor máximo de 8. Al estudiar los posibles modos de falla, un diagrama simple que muestre el proceso de excavación y la línea de grieta puede ayudar a determinar qué opción fallará primero.
Como afirma Potvin (1988), esto puede verse a medida que aumenta el buzamiento de una discontinuidad. Potvin menciona que una flecha vertical trazada desde el centro de gravedad aproximado puede indicar el centro de gravedad de un bloque. Cuando este marcador cae en una abertura, el modo de falla es caída por gravedad. O, si el marcador permanece dentro del medio sin cruzar la discontinuidad, puede ocurrir una falla por cizallamiento o pandeo. Además, cruzar la discontinuidad provoca la posibilidad de falla por deslizamiento.
Al calcular el valor del Factor C, se debe considerar el valor más bajo encontrado en las figuras 5 y 6
29 Figura 6. Factor C y efecto de deslizamiento
Fuente: Mining Handbook SME 2.2.2. Dimensionamiento
El método del gráfico de estabilidad es una forma de medir las características de soporte geomecánico de las rocas para proyectos mineros en las primeras etapas. Es una de las herramientas de diseño más populares del mundo, utilizada en todas las etapas del inicio de un proyecto.
30 El dimensionamiento es un predictor establecido del tamaño superficial de la explotación abierta. Muchos entornos geotécnicos requieren ajustes a las limitaciones del sistema.
Muchas personas han revisado el método de diseño de Taladros largos por subniveles a lo largo de los años, buscando si es práctico para un área específica. Los hechos clave a tener en cuenta incluyen:
• Las definiciones del método son subjetivas ya que no informa la profundidad a la que se estabiliza una condición de colapso.
• Además, no considera las discontinuidades múltiples que podrían causar una falla más compleja (más de una familia de discontinuidades geológicas), como el pandeo donde la frecuencia de las discontinuidades subparalelas puede ser crítica.
Actualmente se desconoce el grado de conservadurismo inherente en un sistema debido al uso de valores de entrada cuantificables. Las prácticas mineras deben tenerse en cuenta al crear un método preciso para determinar el ancho de la ranura.
Factores como las leyes y tradiciones locales también pueden influir en el método. Además, las características geológicas pueden afectar la precisión del método. Aunque el método de dimensionamiento de estabilidad comienza en el mismo lugar para cada entorno geotécnico, la evidencia empírica y la
31 documentación continua son cruciales para la implementación de una metodología óptima. Esto se debe a que el entorno geotécnico específico de cualquier mina debe diseñarse utilizando datos de un gráfico de estabilidad. Además, la validación del diseño es fundamental para implementar con éxito cualquier metodología nueva, especialmente una que comienza en este mismo punto.
Los minerales se pueden encontrar en diferentes formas y tamaños, lo que requiere enfoques de instrumentación específicos para evaluarlos adecuadamente. La validación se puede realizar usando una variedad de estrategias que usan instrumentos en diferentes lugares. Estos pueden variar desde observaciones subterráneas básicas hasta sistemas más complejos de microsismos. Al diseñar diseños de minas, los instrumentos geotécnicos son increíblemente importantes.
Aparte de las preocupaciones de seguridad, este equipo es indispensable para ayudar a calibrar modelos.
2.2.2.1. Dimensionamiento de Sublevel stoping
La minería de subnivel es un método que se usa comúnmente para trabajar con roca y mineral regulares.
Es porque la roca y el mineral en el frente son muy difíciles de atravesar.
32 La minería de subnivel es muy productiva; la mayor parte del trabajo se completa antes de comenzar.
Con pendientes altas, la aplicación de este término al cuerpo implica la caída del mineral por gravedad en el compartimiento abierto. Permitir que se taladren agujeros de banco o de ventilador a través del cuerpo requiere una preparación y fuerza física significativas.
Al determinar la distancia óptima entre los subniveles, se tienen en cuenta los costos y la dilución.
Generalmente, el costo de construir un subnivel más alto disminuye con cada nivel consecutivo. Sin embargo, algunos costos aumentan al reconstruir las medidas de protección perdidas, como pilares y macizos. Además, el costo de construir entre ciertos niveles se encarece.
Las cámaras longitudinales proporcionan una superficie de hastial más grande y no se recomiendan porque disminuyen la eficacia de los tintes de las cámaras. Sin embargo, las cámaras transversales con pilares no requieren pilares con tanta frecuencia como las que tienen un diseño longitudinal. Los subniveles están cada 30 metros de altura, y los niveles varían de 100 a 130 metros de distancia. Este enfoque es eficaz
33 para pendientes más bajas, pero no se puede utilizar en carrocerías con un ángulo pronunciado. Se puede utilizar en cuerpos verticales de hasta 7 metros de altura con niveles laterales paralelos. Un sistema de medición derivado de los ángulos de los techos a dos aguas ofrece resultados variados al adoptar enfoques estilísticos para cada condición.
Elegir el mejor método requiere considerar sus demandas masivas de preparación. Esto se debe a que el método elegido tiene el menor costo, con la mayor garantía de seguridad. Esto se debe a las condiciones del macizo rocoso consideradas al elegir un método.
Es importante tener en cuenta la altura ideal del nivel al preparar una mina. Esto determina el tamaño de las cámaras de la mina. Lo ideal es que este tenga entre 60 y 130 metros de altura. Sin embargo, los mineros modernos prefieren perforar agujeros grandes en sus minas, lo que se muestra en las tendencias de la sociedad actual.
El macizo rocoso debe ser estructuralmente estable y tener una alta resistencia a la compresión para evitar movimientos sísmicos causados por grandes aberturas. La roca también debe tener características
34 estructurales favorables sin juntas, fallas o planos de estratificación excesivos. Esto solo se puede lograr cuando se crean grandes vacíos. La extracción de mineral puede disminuir o incluso perder eficacia si se cae la roca de un hastial. Los deslizamientos de roca a gran escala provocan la pérdida de mineral por debajo del nivel del suelo. Aun así, los agujeros prefabricados para explosivos pueden ser difíciles de usar o perder cargas ya colocadas. La arquitectura de una persona depende de las características geológicas de su cuerpo.
En consecuencia, es necesario establecer estos aspectos del cuerpo al principio del desarrollo.
2.3. Definición de términos
• ANFO. Acrónimo de nitrato de amonio y óleo combustible (ammonium nitrate and fuel oíl).
• Barreno. Herramienta que se usa para perforar.
• Broca. Elemento cortante del barreno, universalmente muy duro o extremadamente duro, hecha de diamante artificial (carborundo) o carburo de tungsteno.
• Burden. Es el recorrido entre la cara libre de una malla de perforación y un taladro saturado con explosivos. El burden pende fundamentalmente del diámetro de broca y las particularidades de
35 la masa rocosa, así como de las características de los materiales y accesorios explosivos.
• Costo horario de operación. Costos incurridos por el uso adecuado de la maquinaria apropiada y necesaria para ejecutar un concepto de trabajo. Años de práctica han enseñado la conveniencia de construir todos los análisis de costos en función del costo de operación de la máquina por hora y otros elementos que contribuyen a la ejecución del trabajo, ya que a su vez el rendimiento de una máquina siempre se expresa en función de cada hora de labor.
• Discontinuidades. Geológicamente vienen a ser planos de origen metamórfico o sedimentario que aíslan las unidades geológicas del macizo rocoso.
• Explotación. Extracción y procesamiento de minerales, y actividades destinadas a preparar y desarrollar el área cubierta por el yacimiento.
• Fulminante común. Es un receptáculo tubular de aluminio sellado en uno de sus extremos, y que en su interior transporta una explícita cuantía de explosivo primordial demasiado sensible al centello de la mecha común (de seguridad) y/o a otro explosivo secundario de mayor poder detonante.
36
• Labor. Espacios en minas subterráneas de las que se extraen minerales y/o materiales minerales. sala, donde se desarrollan las actividades en la mina.
• Macizo rocoso. Es la formación geológica natural conformada por la matriz rocosa y sus discontinuidades.
• Métodos de explotación. n método de minería se define como la geometría utilizada para extraer un depósito determinado. Así es como el cuerpo mineralizado se divide en secciones aptas para la agricultura. El método de extracción empleado depende de una serie de factores, principalmente la calidad, cantidad, tamaño, forma y profundidad del depósito, accesibilidad y financiación disponible.
• Mina. El objeto de la excavación es la explotación económica de los yacimientos minerales, que pueden ser superficiales o subterráneos.
• Mineral. Sustancias homogéneas derivadas de procesos genéticos naturales cuya composición química, estructura cristalina y propiedades físicas permanecen sin cambios dentro de un cierto rango.
37 2.4. Sistema de hipótesis y variables
2.4.1. Hipótesis general
La evaluación geomecánica del cuerpo Mery determina el exacto dimensionamiento para su explotación mediante SLS con taladros largos, en Compañía Minera Alpayana S.A.
2.4.2. Hipótesis especificas
• La evaluación de los parámetros geomecánicos de las cajas y mineral son consideradas en el dimensionamiento del cuerpo Mery para su explotación mediante SLS con taladros largos.
• El dimensionamiento de las aberturas de explotación del SLS con taladros largos son de acuerdo con la evaluación geomecánica del cuerpo Mery
2.4.3. Variables
2.4.3.1. Variable independiente
Evaluación geomecánica 2.4.3.2. Variable dependiente
SLS con taladros largos 2.4.4. Operacionalización de variables
Tabla 1. Operacionalización de variables
38 Variable Conceptualización Dimensión Indicador
Independiente:
Evaluación geomecánica
Estudio de las características y propiedades de las rocas, para determinar los cambios producidos por los esfuerzos, presión, temperatura, y otros parámetros propios de las rocas.
Factores Geomecánico s
• Características geomecánicas del mineral
• Características geomecánicas de las cajas
Dependiente:
SLS taladros largos
Método de explotación minera con tasa de producción moderada a alta y recuperación sobre 90%, llevada a través de taladros largos.
Diseño
• Dimensiones (largo ancho y espesor)
• Ley
• Dilución
• Volumen
39 Capítulo III
Metodología de investigación 3.1. Método de investigación
Se aplica la metodología científica. El método es analítico - sintético; que investiga los fenómenos dividiéndolos en fases, que luego las examina individualmente para después integrarlas y evaluar como un todo.
3.2. Tipo de investigación
Aplicado, debido a la aplicación de proposiciones sistemáticas de distintos intelectuales.
3.3. Nivel de investigación
Descriptivo, se utilizará este nivel ya que describiremos los estudios geomecánicos para luego a partir de ello realizar el dimensionamiento del método de explotación SLS taladros largos.
3.4. Diseño de investigación
Longitudinal. Ya que realizaremos un estudio linealmente dependiente entre la evaluación geomecánica y el dimensionamiento del método de minado.
3.5. Población y muestra 3.5.1. Población
Zona de cuerpos mineralizados de Compañía Minera Alpayana S.A. y todos los métodos de explotación minera subterránea.
40 3.5.2. Muestra
Se tomo como muestra al Cuerpo Mery y al Método SLS taladros largos – Compañía Minera Alpayana S.A. esta es una muestra elegida, indicada y convenida entre la Minera y el tesista.
3.6. Técnicas e instrumentos de recolección de datos
Para realizar nuestra investigación se ha tenido que recoger los datos siguientes:
3.6.1. Técnicas
• Evaluación geomecánica: Realiza los respectivos estudios, análisis y evaluaciones geomecánicas del yacimiento mineral (cuerpo Mery).
• Dimensionamiento del método de minado: Se diseñará la metodología de minado SLS con taladros largos conveniente a las características del cuerpo mineralizado Mery.
3.6.2. Instrumentos
• Teorías geomecánicas de: Bieniawski, Bartón GIS, RMR.
• Teorías de elección y diseño de minado de: Hartman, Morrison, Laubscher y Nicholas
3.7. Técnica de procesamiento de datos
Utilizaremos los softwares Dips, Phase 2 (Rocscience), Rockdale
41 Capitulo IV
Resultados
Después de recopilar una gran cantidad de información geomecánica durante las investigaciones iniciales, donde se utilizaron metodologías referentes a mecánica de rocas para determinar las dimensiones de excavación para que sean más eficientes. También se analizaron los efectos del macizo rocoso circundante y las capas geológicas en la estabilidad de la excavación. La investigación adicionalmente se centró en determinar qué tan bien los esfuerzos de las excavaciones afectaron al ambiente circundante, asociados a la explotación del Cuerpo Mery.
4.1. Estudios geomecánicos
4.1.1. Identificación del yacimiento 4.1.1.1. Antecedentes
Se realiza el registro de datos dentro de la mina, además de la masa de roca recolectada durante el reconocimiento in situ, los datos de registro también incluyeron el depósito y el almacenamiento de mineral en roca.
Se realizaron investigaciones sobre las características geofísicas de la formación rocosa subterránea mediante el análisis de los datos recopilados del macizo rocoso utilizado para el mapeo
42 geotécnico. También se recopilaron datos de formaciones rocosas obtenidos de la perforación diamantina para proporcionar información sobre el proceso de extracción.
El procedimiento de mapeo del macizo rocoso subterráneo utilizando el método directo empleó celdas de detalle. Estas unidades midieron discontinuidades en 13 estaciones de medición. Estos incluyeron grandes porciones de la mina subterránea que estaban sostenidas por estructuras de soporte como cimbra y hormigón proyectado. Debido a esto, solo se pudieron medir unas pocas estaciones con el método directo.
La ISRM recomienda estándares específicos para medir y observar los movimientos de las rocas. Estos estándares se registran en archivos de datos que siguen las pautas establecidas por la Sociedad Internacional de Mecánica de Rocas. Estas pautas se incorporaron en la creación de los archivos de observación y medición.
Cada archivo incluía información como tipo de roca, sistema de discontinuidad, orientación, espaciamiento, meteorización, presencia de agua y resistencia de la roca. Además, se registraron las medidas de RQD y el grado de fractura. Se emplearon técnicas
43 convencionales para el registro geológico para los núcleos de roca encontrados en la perforación diamantina. Estas mediciones y observaciones, que cumplen con los estándares de ISRM, se tomaron para los 12 simulacros realizados en esta exploración del cuerpo Mery.
Adicionalmente, el departamento de geología de la mina utilizó toda su información para realizar el estudio. En concreto, estudiaron toda la información de proporcionada por el departamento de geomecánica sobre sus planos de capas estructurales.
4.1.1.2. Aspectos petrológicos
Las características petrológicas de las rocas del área de estudio se pueden ver en los datos topográficos.
La mineralización está dentro de calizas circundantes que se encuentra al lado de la capa marmórea.
Una intrusión mineral ígnea descansa sobre la capa de mármol, mientras que la caliza rodea la masa de roca mineralizada. En la intrusión sobresalen fisuras en vetas de carbonato y pirita; estos están significativamente alterados y contienen muchas fallas.
44 4.1.1.3. Discontinuidades
Se empleó la versión de Rocscience Inc. Fase 2 para procesar los datos de orientación con el fin de determinar las características de las discontinuidades.
También se utilizó el programa informático DIPS, que es una versión avanzada de la versión de 1995.
Adicionalmente, se realizó un análisis estereográfico utilizando la primera versión del programa Fase 2. Este análisis se realizó utilizando tecnología gráfica avanzada a la que daba acceso la versión de 1995
Tabla 2. Sistema de discontinuidades en cuerpo Mery
Los datos fueron recolectados y analizados en dos métodos separados. El primer método regional fue estudiar el macizo rocoso como un todo. Esto se realizó utilizando dos métodos compuestos: uno local y otro más amplio. El método más amplio usó datos tanto de la caliza, que es el cuerpo mineralizado, como del intrusivo, que está fuera de la masa rocosa.
Estos dos métodos son representativos entre sí y representan el arreglo estructural del macizo rocoso.
45 Además, en este análisis se utilizaron datos de los sistemas secundarios System 3 y 4. Estos sistemas secundarios son accesibles desde el interior del macizo rocoso, pero no desde el exterior. Hay 2 sistemas principales de discontinuidad (Sistema 1 y 2) así como 2 sistemas secundarios (3 y 4). Los sistemas 1 y 2 tienen un rumbo NW y un buzamiento poco profundo. El sistema 3 se dirige al NE y tiene un buzamiento moderado. El sistema 4 gira aproximadamente en dirección EW y tiene un buzamiento alto en el S.
Figura 7. Estereografía de contornos del compósito general
46 Figura 8. Estereografía de planos del compósito general
Figura 9. Diagrama de roseta de discontinuidades del compósito general
47
• Existe un cúmulo de fallas que se cortan paralelas y perpendiculares a la mineralización, representadas por los sistemas 1, 2 y 3
Es necesario informar que las discontinuidades que se encuentran en el macizo rocoso se clasifican en cuatro sistemas separados. Los tres primeros sistemas son vetillas, fallas y regiones conjuntas.
El sistema 4 se compone principalmente de juntas. La variación en el Sistema 3 se revela a través de estratos y venillas. Está claro que el buzamiento de los estratos encontrados en el SW se invierte cuando se ve desde otras direcciones. Además, se observan discontinuidades en toda el área cerca de las estaciones de mapeo geomecánico que se muestran en las Figuras 7 y 8.
4.1.1.4. Aspectos estructurales
Un mapeo geotécnico proporcionó los datos para crear este análisis estructural. La recopilación de esta información hizo posible unir las características observadas en el lugar con la narrativa registrada en el mapa. El análisis estructural resultante descubrió que las
48 discontinuidades exhiben las siguientes características comunes:
Fallas. Sus muchas fallas suelen abarcar de 1 a 10 metros, con algunas excepciones. La persistencia de muchas fallas es de decenas de metros de largo. De 1 a 5 milímetros de ancho, los defectos de apertura proporcionan una vista lateral. A pesar de sus superficies lisas, los espejos de falla asimétricos revelan irregularidades. Rellenos con materiales de porcelana y otros componentes oxidados, el espesor de estos rellenos suele variar de 5 a 20 centímetros. Las áreas de falla típicamente contienen hasta 1 metro de intrusiones de agua.
Estratos. Las discontinuidades obvias en los aspectos estructurales de las capas indican que el espacio intermedio tiene un promedio de entre 6 y 20 centímetros, la longitud de endurecimiento tiene un promedio de entre 3 y 10 metros, y las dimensiones de las incisiones rara vez superan 1 milímetro. La porosidad de las paredes de las capas varía de ligera a moderada alteración. Las capas de sustrato exhiben una alteración moderada, con manchas de agua inducidas por la humedad.
49 Diaclasas. Sus diversos atributos estructurales incluyen espacios de forma irregular de menos de 1 mm de ancho, espacios mayores de 20 cm, pero menores de 6 cm y aberturas menores de 1 mm. Además, su relleno carece de irregularidades apreciables o grietas de menos de 5 mm de espesor. Las condiciones del agua van desde mojado hasta goteos locales y humedad en áreas específicas de las cajas.
4.1.2. Clasificación del macizo rocoso
Los criterios de evaluación del macizo rocoso de Bieniawski, o RMR, definen geomecánicamente cómo se clasifica el macizo rocoso. Este método fue creado en 1989 y se aplica a la clasificación de roca intacta.
Las resistencias a la compresión calculadas de cada roca se obtuvieron utilizando los procedimientos recomendados por el creador. El índice de calidad de la roca, o RQD, se determinó utilizando la relación de Priest & Hudson (1986). Se determinó ingresando la frecuencia de fracturamiento o el número de discontinuidades por metro lineal. Los valores RQD también se han obtenido durante el desarrollo de métodos de registro geotécnico para testigos de perforación diamantina.
Los criterios de clasificación de rocas se enumeran en la siguiente tabla
50 Tabla 3. Criterios de clasificación de roca
La siguiente tabla muestra los rangos de calidad de la roca determinados por el mapeo geotécnico de los trabajos subterráneos, así como muestras de roca de la perforación diamantina que se asociaron con cada tipo de roca encontrada en el área de investigación.
Tabla 4. Calidad de roca
Las variaciones en la calidad de la piedra son visibles dentro de la masa rocosa mineralizada. Las cualidades pobres y regulares se alternan en toda la roca, mientras que también es evidente que alejarse de la masa rocosa mineralizada da como resultado una mejor roca circundante.
Con base en la variedad de calidad, podemos suponer que las rocas comunes y las cajas estériles exhiben tendencias similares en calidad. Esto puede ayudarnos a organizar
51 fácilmente la masa rocosa mineralizada y encajonada del área de estudio.
4.1.3. Zoneamiento geomecánica
Los métodos de análisis geomecánico y estructural necesitan que los macizos rocosos se descompongan en secciones con características similares. Esto se debe a que el análisis puede ser preciso si se considera que los macizos rocosos son homogéneos tanto en propiedades mecánicas como físicas.
La calidad, la disposición y la litología del macizo rocoso afectan los límites de una estructura. Estos límites son zonas geomecánicas o dominios estructurales. Dependiendo del análisis de la distribución de discontinuidades, estas zonas parecen similares para cada grupo litológico. Esta correlación entre los tipos de rocas ayuda a determinar los dominios estructurales.
A la luz de las tablas enumeradas anteriormente, la región de Mery y sus alrededores fueron evaluados para la zonificación geomecánica. Se clasificaron los tipos de roca y se consideraron los datos relevantes al crear los RMR ideales para cada litología.
Después de completar este proceso, los resultados se aplicaron para completar el análisis geomecánico final.
52 La siguiente tabla muestra un resumen de los datos recopilados.
Tabla 5. Zonificación geomecánica y calidad de roca
Observando la tabla, podemos llegar a la siguiente conclusión:
El mineral de cuerpo Mery tiene una mala calidad de masa rocosa.
Su Calidad media estimada es RMR 36, que es equivalente al dominio DE - IVA (Pobre A). De - IVA es el siguiente grado más alto que De-IIIA; es el dominio en el que el intrusivo se aleja del cuerpo mineralizado y se acerca a él. De- IVA también mejora cuando entra en contacto con el cuerpo, que está en De-IIIA. Alejarse de lo regular mejora la calidad de DE- IIIA, que es como una mala A para la piedra caliza. De-IVA, por otro lado, se mueve hacia mala A.
Los macizos rocosos de calidad están presentes en la roca circundante; Dentro del mineral existen macizos rocosos de
53 menor calidad. El mineral DE-IVB Mala B y la roca DE-IIIB Regular B contienen masa rocosa de este dominio.
4.1.4. Resistencia geomecánica 4.1.4.1. Roca intacta
Los especialistas en geomecánica de rocas usan la fuerza sin comprimir de la roca para determinar su fuerza inmóvil. Esto se conoce como el c de la roca y se calcula usando los siguientes métodos:
• El ISRM requiere pruebas de impacto tanto con el martillo de dureza Schmidt como con el martillo de geólogo para cada proyecto subterráneo. Estas pruebas miden el grado de resistencia que presenta un frente de roca al golpe de ambos martillos.
Los datos se utilizan durante el mapeo geotécnico, se presentan a continuación:
Tabla 6. Resistencia compresiva de la roca intacta (Ensayos con martillo Schmidt)
54
• Ensayos de laboratorio de mecánica de rocas: carga puntual y compresión triaxial sobre probetas obtenidas de los testigos de las perforaciones diamantinas. Los resultados se dan en las siguientes tablas.
• Los análisis muestran los resultados de las pruebas con respecto a las muestras de núcleos de perforación diamantina, que incluyen carga puntual y compresión triaxial. Los resultados se muestran en las subsiguientes tablas.
Tabla 7. Resistencia compresiva de roca intacta (Ensayos de carga puntual)
Tabla 8. Resistencia compresiva de roca intacta (Ensayos de compresión triaxial)
55 Un segundo parámetro importante de la roca es la constante “mi” utilizado por Hoek & Brown (2002 - 2006) para determinar la durabilidad de la roca. A partir de los datos informados en sus pruebas de compresión triaxial, determinaron la tensión axial y el confinamiento lateral que lo causaron.
Los resultados de estas pruebas muestran todos los parámetros relacionados con la resistencia al corte de Mohr Coulomb: ángulo de fricción y cohesión de la roca no erosionada.
El mismo ángulo de fricción se usa para los materiales de la tierra, lo que lo convierte en un factor de consistencia ideal para determinar las resistencias del macizo rocoso.
Tabla 9. Constante “mi” de roca intacta
También se realizaron otras pruebas por las cuales se obtuvo porosidad aparente, absorción y densidad seca.
Tabla 10. Propiedades físicas de roca intacta
56 Es importante señalar que los valores de resistencia de rocas intactas obtenidos en el laboratorio de mecánica de rocas corresponden a muestras de roca que se pueden extraer de sondeos de ingeniería subterránea y diamantina, por lo que podemos considerar estas muestras como representativas del límite superior de los descubrimientos de roca.
En rocas de mala calidad, no se pueden obtener muestras adecuadas para pruebas de laboratorio, y en algunos casos estas rocas ni siquiera muestran rebote en pruebas con martillo Schmidt, lo que indica que estas rocas tienen menor resistencia. Este aspecto se tiene en cuenta al establecer los parámetros de entrada para el análisis de diseño.
4.1.4.2. Discontinuidades
En función de la estabilidad verificada por discontinuidades estructurales, es significativo comprender las particularidades de resistencia al corte de las irregularidades, ya que establecen el plano débil del macizo rocoso y, por lo tanto, el plano de falla potencial. En este caso, la resistencia al corte está determinada por los parámetros de fricción y cohesión del criterio de falla de Mohr-Coulomb.
57 Estos parámetros también fueron determinados por pruebas de laboratorio de mecánica de rocas, cuyos resultados se muestran en la tabla siguiente.
Tabla 11. Corte directo en discontinuidades
4.1.4.3. Resistencia del macizo rocoso
En la valoración de parámetros de resistencia del macizo rocoso se aplicaron los criterios de falla de Hoek
& Brown y el software RocLab de Rocscience Inc. Se utilizan las valoraciones del macizo rocoso más característicos de resistencia a la compresión uniaxial y el coeficiente “mi” para rocas intactas. A continuación, se presentan los valores obtenidos de la propiedad estudiada.
Tabla 12. Propiedades de resistencia de la masa rocosa
58 4.1.5. Agua subterránea
La existencia de agua en el cuerpo rocoso puede afectar negativamente las situaciones de estabilidad de la labor subterránea. Su efecto principal es que ejerce presión sobre la discontinuidad, reduciendo la resistencia al corte y por tal reducir el factor de estabilidad o seguridad, por lo que es importante tenerlo en consideración.
En el trabajo in situ se ha percibido que la concurrencia de aguas subterráneas es un constituyente a tener en cuenta, ya que esta, se manifiesta en forma de humedades y goteos esporádicos, inclusive se pueden observar zonas húmedas e incluso pequeños caudales. Este hecho afecta la calidad del macizo rocoso
Cuando se tiene en cuenta el impacto del agua subterránea en la estabilidad del macizo rocoso involucrado en las extracciones subterráneas asociadas a la minería de Mery Body, se realizan previamente evaluaciones correspondientes a contextos mojados (húmedos), que reducen la calidad minera del macizo rocoso.
4.1.6. Esfuerzos instantáneos
La tensión vertical ha sido estimada según el criterio de carga litostática, teniendo en cuenta la máxima profundidad del yacimiento conocida hasta la fecha (310 metros). De acuerdo
59 con este criterio, la tensión vertical máxima in situ puede alcanzar los 10 MPa. El valor de k utilizada para establecer la tensión horizontal in situ se ha apreciado aplicando el discernimiento de Sheorey, obteniendo un valor próximo de k entre 0,9 a 1,1. La tensión horizontal tendrá entonces una magnitud de 6 a 10 Mpa.
Especificaremos que los grados de esfuerzos instantáneos coligados con la explotación subterránea del bloque Mery son de bajos a moderados. Teniendo en consideración la pésima calidad del macizo rocoso mineralizado y las cajas circundantes, esperamos una deformación característica.
4.2. Estabilidad
Aquí, realizaremos diseños evaluativos, para valorar las situaciones de estabilidad de la perforación coligada con la voladura, sintetizando la investigación argumentada en las labores preparatorias y fundamentado en el diseño de excavación. El análisis de estabilidad implica la investigación de ciertos mecanismos de falla del macizo rocoso que rodea la excavación, teniendo en consideración el efecto de la forma del depósito mineral, la disposición estructural del macizo rocoso, sus propiedades de resistencia y esfuerzo.
60 4.2.1. Rumbos de avance
Para obtener mejores condiciones de estabilidad, se debe ajustar la dirección prioritaria del avance de la excavación. La condición estable más favorable ocurre durante la excavación perpendicular a la estructura principal; por el contrario, la condición estable más desfavorable ocurre cuando la excavación avanza paralela a la estructura principal.
Conforme a la disposición estructural del macizo rocoso en el Cuerpo Mery, el avance paralelo al rumbo de la estructura mineralizada (NE-SW) o vertical (NW-SE) no es propicio para las condiciones de estabilidad del pozo de cimentación. el avance es paralelo al rumbo de la estructura mineralizada La desventaja es menor y más desventajosa al avanzar perpendicular al rumbo de la estructura mineralizada. Por razones técnicas, esta será la dirección en la que se trabajará la mayoría de las excavaciones, ya sean temporales o permanentes, y la calidad del macizo rocoso deberá ajustarse en consecuencia, teniendo en cuenta este hecho, con el fin de tomar las medidas más adecuadas para controlar establemente las excavaciones.
4.2.2. Abertura máxima de excavación y su sostenimiento
A los efectos de apreciación, las excavaciones se dividen en tres categorías: Temporales permanentes y tajeos.
4.2.2.1. Permanentes
61 Estos circunscriben: pistas, rampas, pasillos nivelados, comedores, talleres de reparaciones y mantenimiento, estaciones de bombeo, almacenes, polvorines y otros. Estas excavaciones deberían, en la medida de lo posible, llevarse a cabo de acuerdo con las direcciones de avance prioritarias antes mencionadas.
De ser el caso, se aumentarán las velocidades de excavación y se reducirán los requisitos de soporte.
Con base en las deducciones de categorización del macizo rocoso y el zoneamiento geomecánico del depósito, la excavación permanente se ubica mejor en cajas competentes, donde el macizo rocoso generalmente proviene del dominio DE-IIIA (Regular A) y del dominio DE-IIIB (Regular B). Cabe señalar que, en la zona mineralizada y sus alrededores, dentro de los 18 a 20 m, la calidad media del macizo rocoso corresponde al dominio IVA (Mala A).
Considerando los criterios de clasificación del macizo rocoso, establecemos máximas aberturas en excavaciones permanentes, teniendo en cuenta los diversos valores de RMR. Ver la tabla contigua.
62 Tabla 13. Aberturas máximas
En la tabla se muestran aberturas muy grandes correspondientes a excavaciones sin sistemático sostenimiento.
Veamos que en el caso de la roca DE-II RMR 65, las aberturas de 8,1 m o menos requerirán solo el esporádico sostenimiento que requiere la roca localizada. Observando la figura 10, si: Q = 10,3 (RMR ≈ 65) y ESR = 1,6. El soporte esporádico se realizará utilizando pernos de roca tipo varilla helicoidal o varilla roscada, cementados o de resina y malla metálica de 7 a 10 pies de largo si se desea.
63 Figura 10. Sostenimiento de excavaciones permanentes
64 En la tabla siguiente se presentan sostenimientos de acuerdo al tipo de roca.
Tabla 14. Sostenimiento de excavaciones permanentes
4.2.2.2. Excavaciones temporales
En estas se incluyen excavaciones preliminares relacionados el avance del tajeo, como galerías en roca estéril o minerales y acceso al tajo Estas son labores temporales y son lo bastantemente pequeñas como para permitir un buen desentrañamiento o fortalecimiento regular. Normalmente, tienen dimensiones variables entre 3,5 m a 4,5 m
La siguiente tabla muestra las estimaciones de soporte para excavaciones temporales en acomodo al tipo de roca que posiblemente se han de hallar en el desarrollo de los trabajos de explotación.
65 Tabla 15. Sostenimiento de excavaciones temporales
4.2.2.3. Tajeos
El mineral del Cuerpo Mery Suele tener mala calidad A (IVA), mostrando intercalación o regiones localizadas entre mala calidad B (IVB) y regular B. Con esto en mente, el tiempo máximo de apertura y autosostenimiento de la excavación se puede estimar como se muestra en la subsiguiente tabla
Tabla 16. Aberturas máximas y tiempos de autosostenimiento en tajeos
Para estimar el tamaño de abertura manejamos aquí el Método de Estabilidad Gráfica (MGE), que aparece en la publicación de Hoek, Kaiser y Bawden (1995), también el método
66 desarrollado por Potvin (1988), Potvin y Milne (1992) y Nickson (1992), también las investigaciones de Mathews et al. (1981). La versión actual del método se basa en un análisis de más de 290 casos históricos recopilados, teniendo en cuenta los principales factores que influyen en el diseño de rebajes. La información sobre la estructura y la resistencia del macizo rocoso, las tensiones alrededor de la excavación y el tamaño, la forma y la orientación de la excavación se utilizan para determinar si el rebaje es estable sin soporte, con soporte o incluso sin soporte.
Este método también es adecuado para el dimensionamiento de soportes de pernos, principalmente relacionados con métodos de minería a gran escala, como rebajes segmentados de taladros largos.
El programa de diseño que aplica este procedimiento se basa en el cálculo de los factores: N' y S.
N´ es el número modificado de estabilidad, que caracteriza la capacidad de roca para mantenerse estable en determinadas condiciones de tensión.
S es el radio hidráulico o un factor de forma que tiene en presente la forma y el tamaño y de la excavación. Ver figura siguiente.
67 Figura 11. Gráfico de estabilidad. (Potvin & y Nickson)
Es menester aclarar que los dados en la siguiente tabla conciernen al tamaño máximo recomendado de cortes abiertos en modo de no ingreso de personal
Tabla 17. Dimensionamiento de excavaciones
