UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERU FACULTAD DE INGENIERÍA DE MINAS
TESIS
Presentada por el Bachiller
Lucio Miguel Maldonado Álvarez
Para optar el título profesional de
Ingeniero De Minas
Huancayo – Perú 2022
“Evaluación geomecánica para determinar las condiciones de estabilidad de minado en la
profundización de mina Raúl de Compañía
Minera Condestable S.A.A.”
Asesor
Doctor Gaudencio Gálvez Choque
Dedicatoria
Con eterna gratitud a mi madre Sena Álvarez Lagos y a mi padre Lucio Maldonado Sánchez, quienes son siempre mi motivación y ejemplo para seguir adelante; por brindarme su apoyo, sacrificio y esfuerzo; así también por educarme y forjarme para ser un buen profesional.
Agradecimientos
Al personal operativo y supervisor de mina Raúl de CMCSAA.
A los docentes de la FAIM de la UNCP por haber vertido en mí el conocimiento necesario para poder afrontar la vida profesional.
Resumen
La tesis trata del estudio geomecánico para determinar las circunstancias de equilibrio de minado en la ampliación de mina Raúl de Compañía Minera Condestable S.A.A. El objetivo de investigación es determinar mediante la valoración geomecánica las circunstancias de equilibrio de minado en la profundización de mina Raúl. El estudio se utilizó la metodología científica, método analítico sintético tipo aplicado, nivel descriptivo y diseño de preexperimental; concluyendo que el yacimiento se presenta entre moderadamente fracturado y bueno (MF/B), muy resistente (120 MPa a 140 MPa) con un RQD de 50 a 60 y distanciamiento de discontinuidades de 0,2m a 0,5m. Las fracturas se presentan cerradas a ligeramente agrietadas con recubrimiento de calcita y sericita en menor proporción de clorita. El índice Q' esta entre el rango de 1.0 a 3.0 y el índice RMR' esta entre los valores de 55 a 60.
Palabras claves: Evaluación geomecánica, condiciones de estabilidad y sostenimiento.
Abstract
The thesis deals with the geomechanical study to determine the circumstances of mining equilibrium in the expansion of mine Raúl de Company Mining Condestable S.A.A. The objective of research is determinate through geomechanical assessment the circumstances of mining equilibrium in the deepening of Raúl mine. The study used the scientific methodology, synthetic analytical method type applied, descriptive level and design of pre experimental; concluding that the deposit is presented between moderately fractured or and good o (MF / B), very resistant (120 MPa to 140 MPa) with an RQD of 50 to 60 and distancing of discontinuities from 0.2m to 0.5 m.
Fractures are closed to slightly cracked with calcite and sericite coating to a lesser extent of chlorite. The Q' index is between the range of 1.0 to 3.0 and the RMR' index is between values of 55 to 60.
Keywords: Geomechanical evaluation, stability, and sustainability conditions.
Índice de contenidos
Asesor ii
Dedicatoria iii
Agradecimientos iv
Resumen v
Abstract vi
Índice de contenidos vii
Índice de figuras x
Índice de tablas xii
Introducción xiii
Capítulo I 14
Planteamiento del problema 14
1.1 Fundamentación del problema 14
1.2 Formulación del problema 16
1.2.1 Problema general 16
1.2.2 Problemas específicos 17
1.3 Objetivos de investigación 17
1.3.1 Objetivo general 17
1.3.2 Objetivos específicos 17
1.4 Justificación de investigación 17
1.5 Alcances y limitaciones de investigación 19
1.5.1 Alcances 19
1.5.2 Limitaciones. 19
Capítulo II 20
Marco teórico 20
2.1 Antecedentes de estudio 20
2.2 Bases teóricas 22
2.2.1 Geomecánica 22
2.2.1.1 Método grafico de estabilidad. 22
2.2.2 Condiciones de estabilidad 30
2.2.2.1 Clasificación de la masa rocosa 32
2.2.2.2 Aberturas máximas de las excavaciones y diseño del tipo de
soporte 35
2.3 Definición de conceptos básicos 36
2.4 Hipótesis y variables 38
Capítulo III 40
Metodología de la investigación 40
3.1 Metodología de investigación 40
3.2 Tipo de investigación 40
3.3 Nivel de investigación 40
3.4 Diseño de investigación 40
3.5 Población y muestra 41
3.5.1 Población 41
3.5.2 Muestra 41
3.6 41
3.7 42
3.8 Prueba y contrastación de hipótesis 42
Capitulo IV 43
Resultados 43
4.1 Evaluación geomecánica 43
4.1.1 Condiciones estructurales y tensionales 43
4.1.2 Condiciones hidrogeológicas 46
4.1.3 Geología del yacimiento 47
4.1.4 Caracterización geomecánica 48
4.1.5 Ensayos de mecánica de rocas 50
4.1.5 Método grafico de estabilidad 52
4.2 Análisis de riesgos 59
4.2.1 Gráfico múltiple - GDE 59
4.2.2 Análisis tenso-deformacional 63
4.2.2 Sostenimiento de galerías 64
4.3 Prueba de hipótesis 68
4.3.1 Hipótesis especifica 1 68
4.3.2 Hipótesis especifica 2 69
4.3.3 Hipótesis general 70
4.4 Discusión de resultados 71
Conclusiones 74
Recomendaciones 76
Referencias Bibliográficas 77
Anexos 80
Índice de figuras
Figura 1. Factor de reducción de esfuerzo (SRF). ...24
Figura 2. Comparación de SRF de un numero de fuentes ...26
Figura 3. Factor de esfuerzo A y regiones de esfuerzo consideradas ...26
Figura 4. Influencia de orientación de grietas - Factor B. ...27
Figura 5. Determinación de los efectos de la gravedad - Factor C. ...28
Figura 6. Determinación del efecto de deslizamiento en una grieta critica Factor C ...30
Figura 7. Estereograma de concentración de polos de discontinuidades entre los niveles +90 hasta -610 ...45
Figura 8. Proyección estereográfica de los principales sistemas de discontinuidades entre los niveles +90 hasta -610 ...45
Figura 9. Factor de esfuerzo en la caja techo (Factor A), según Villaescusa (1996) ...52
Figura 10. Factor de ajuste por orientación de discontinuidades (Factor B) en la caja techo según Potvin (1988) modificado ...53
Figura 11. Factor de ajuste gravitaciones (Factor C) en función de la inclinación de la caja techo según Potvin (1988) modificado...55
Figura 12. Estabilidad (Nickson, 1992). para condiciones de paredes estables sin sostenimiento ...56
Figura 13. Estimación empírica de sobreexcavación (ELOS) (Clark, 1988). 57 Figura 14. Probabilidad de falla (C. Mawdesley, R. Trueman y W. J. Whiten, 2000) ...58
Figura 15. Rotura del macizo rocoso en mineral y roca encajonante, según el Grafico Múltiple (G. Russo, 2014) ...60 Figura 16. Análisis de cuñas para tajeos de 20m (altura) x 4m (ancho) según el programa Unwedge ...61 Figura 17. Análisis de cuñas para galería de 4m x 4m según el programa Unwedge ...62 Figura 18. Análisis de riesgo tenso-deformacional de un tajeo de 20.0 m (altura) y 4.0 m (ancho) según Phase2 ...63 Figura 19. Tiempo de autosoporte de las cajas y bóveda de los subniveles de explotación, sin factores influyentes ...66 Figura 20. Tipos de sostenimiento considerando como factores influyentes la orientación desfavorable de las discontinuidades y la voladura con taladros largos, en los subniveles de explotación. ...67
Índice de tablas
Tabla 1. Criterio para la clasificación de la masa rocosa ...33
Tabla 2. Clasificación de la masa rocosa ...34
Tabla 7. Operacionalización de variables ...39
Tabla 8. Ensayos de propiedades físicas ...50
Tabla 9. Ensayos de resistencia a la tracción indirecta ...50
Tabla 10. Ensayos de propiedades elásticas ...51
Tabla 11. Ensayos de corte directo ...51
Tabla 12. Ensayos de carga puntual ...51
Introducción
El estudio trata de la evaluación geomecánica para determinar las condiciones de estabilidad de minado de mina Raúl. se elaboró en base a la revisión de la información existente y de los trabajos de campo, consistentes en la ejecución de registros lineales de discontinuidades en mineral y en roca encajonante, elaborando a partir de ellos, las estaciones geomecánicas representativas que permitieron definir las características geomecánicas de la roca, también se realizó la extracción de catorce bloques de roca, y zona mineralizada necesarias para determina las condiciones de estabilidad de minado en la profundización de mina Raúl. El trabajo de gabinete consistió en la interpretación de los resultados de campo y laboratorio, aplicación del método grafico de estabilidad por Mathews, aplicación de las tablas de sostenimiento y GSI modificado (Vallejo, 2011), aplicación del método grafico para estabilidad de pilares según Potvin y Palkanis (2008) y E. Villaescusa (2014) y el diseño de pilares por la teoría tributaria según Obert - Duvall (1976).
El presente informe está redactado en cuatro capítulos, de acuerdo con la estructura de la Universidad.
El Autor.
Capítulo I
Planteamiento del problema 1.1 Fundamentación del problema
La construcción de la Mina Raúl tiene varias dificultades desde el punto de vista geomecánico. Primero, las aperturas hechas en las operaciones mineras dejo muchas cavidades vacías en la roca. En segundo lugar, ningún plan geomecánico guio la operación de la mina.
La minería de tajos abiertos fue el método más efectivo para extraer minerales durante épocas pasadas. Se extrajeron depósitos de mineral más pequeños utilizando métodos de minado de pilares y cámaras.
Por ejemplo, dentro del cuerpo intermedio central se originó una cavidad vacía de 70 metros de largo, 75 metros de ancho y 140 metros de profundidad, este vacío fue en un espacio sin estructura de soporte;
también se produjeron otras cavidades vacías de menor tamaño que la primera en otras áreas de la mina.
En consecuencia, dentro de mina Raúl se produce un alto número de excavaciones naturales vacías. Las cavidades vacías en Mina Raúl incluyen tajos del Intermedio Norte y del Intermedio Central, algunos de estos cuerpos mineralizados más importantes ya han sido explotados anteriormente, pero aún quedan importantes reservas que la Compañía Minera Condestable S.A.A está atareado en recuperar, con planes de extraer la mayor cantidad posible de estos recursos.
El objetivo de la evaluación geomecánica es asegurar condiciones adecuadas de estabilidad para las excavaciones asociadas a la explotación minera del área en particular. Esto apoya el diseño y la planificación de la minería para mejorar los estándares de seguridad, productividad y eficiencia en la operación minera; el resultado será una mayor recuperación de minerales.
La investigación proporciona información sobre las condiciones de estabilidad de las cavidades existentes, así como métodos para mejorar la estabilidad de las cavidades a realizar. Esto es necesario para evaluar con precisión las estrategias de extracción y recuperación de los minerales restantes de la zona. Por lo tanto, se realizaron pruebas geomecánicas y diversos análisis para determinar la estabilidad del macizo rocoso; también se realizan investigaciones tecnológicas adicionales para crear soluciones apropiadas. Este documento incluye los resultados de estos estudios.
La investigación incluye estudios sobre la geomecánica de la mina, y se incluyó la clasificación de la masa rocosa, el cálculo de sus propiedades de resistencia y la determinación de su dureza; asimismo, se determinan las condiciones de las aguas subterráneas y se evalúan sus esfuerzos.
La consideración de la geometría y la disposición estructural del macizo rocoso condujo a una investigación exhaustiva de los problemas de estabilidad relacionados con las excavaciones mineras.
Los datos de las investigaciones básicas comenzaron con información
sobre el tamaño y la forma de la excavación. Esto condujo al análisis de los mecanismos de falla relacionados con la fuerza de la roca, la resistencia y los efectos de la excavación. Se examinen los puntos críticos en cuanto a la estabilidad del macizo rocoso; además, se analizó la estabilidad del macizo rocoso en base a la presión ejercida por las áreas circundantes y por los esfuerzos. Los resultados de estabilidad de las cavidades existentes revelan importantes variabilidades locales que pueden verse exacerbadas por las operaciones de perforación en los niveles superiores.
Como resultado, se pueden agregar formas adicionales de inestabilidad relacionadas con las fallas del Sistema 2. Este es el caso de la Falla 3 del Sistema 1 y las fallas encontradas en el Sistema 1.
Tanto la Falla 3 como las fallas del Sistema 1 influyó en el colapso del Sector E de la zona intermedia Central. Además, se analizó la estabilidad del macizo rocoso en base a la presión ejercida por las áreas circundantes y por los esfuerzos.
1.2 Formulación del problema
¿Cómo la evaluación geomecánica determina las condiciones de estabilidad de minado en la profundización de mina Raúl de Compañía Minera Condestable S.A.A. - 2022?
• ¿Cuáles son los parámetros geomecánicos a considerar para la explotación de las reservas minerales con factores de seguridad aceptables?
• ¿Cuáles son los factores geomecánicos valorados para la extracción de mineral en áreas de excavaciones con inestabilidades potenciales?
1.3 Objetivos de investigación
Determinar mediante la evaluación geomecánica las condiciones de estabilidad de minado en la profundización de mina Raúl de Compañía Minera Condestable S.A.A.
• Determinar los parámetros geomecánicos que se han de considerar para la explotación de las reservas minerales con factores de seguridad aceptables.
• Determinar los factores geomecánicos valorados para la extracción de mineral en áreas de excavaciones con inestabilidades potenciales.
1.4 Justificación de investigación
La valoración geomecánica tiene la importancia de reforzar circunstancias convenientes de equilibrio de los
socavones coligados al excavado, asistiendo así al diagrama, proyección y ejecución de está, ayudando a optimizar las pautas de seguridad y asimismo de productividad y eficacia. Al mismo tiempo lograr la mayor recuperación del mineral. Beneficiando de este modo a los siguientes:
Personal operativo y supervisores; tanto en seguridad y control de riesgos, lo cual ha de repercutir en mejoras salariales y economía.
A la compañía minera, ofreciéndoles mejores ganancias, utilidades y beneficios económicos
También ha de beneficiar a los diversos profesionales mineros y afines que han de tomar a esta investigación como modelo de posibles estudios similares.
Los diferentes aspectos que justifican la investigación son:
• La caracterización litológica y estructural de la masa rocosa involucrada, en base a la información disponible, al mapeo geotécnico de exposiciones rocosas subterráneas, técnicas de proyección estereográfica computarizadas y análisis estadísticos convencionales.
• La evaluación de las propiedades físico-mecánicas de la masa rocosa involucrada, en base a ensayos de laboratorio de mecánica de rocas, a resultados de ensayos previamente
reportados, y al uso de criterios internacionalmente aceptados para estos propósitos.
• La zonificación o delimitación de los dominios geomecánicos de la masa rocosa del área de evaluación, utilizando la información precedente.
1.5 Alcances y limitaciones de investigación
El alcance es nacional e internacional, más que nada a empresas mineras cuyas características y peculiaridades sean similares a las del depósito mineral estudiado. Los resultados aquí obtenidos van a contribuir a mejorar la selección aplicando diversos métodos de minado, basados en la evaluación geomecánica del yacimiento.
En cuanto a limitaciones, diremos que la investigación no las tiene, ya que la compañía minera nos brindara todo el respaldo y los recursos necesarios para el desarrollo de nuestro estudio.
Capítulo II Marco teórico 2.1 Antecedentes de estudio
Mendoza D. (2008) en su investigación manifiesta que este proceso involucra el diagnóstico actual de la situación en términos de los factores geomecánicos y geológicos de un depósito mineral, esta información luego se utiliza para delinear el plan de ejecución minera, el cual luego se evalúa en cuanto a riesgos y lasitudes, en seguida se despliega estándares para tener una guía para su ejecución.
Palomino U. (2016) manifiesta en su investigación titulada Explotación con taladros largos en vetas y cuerpo principal en CMBSAA U.E.A. Uchucchacua, Que mina Uchucchacua ha realizado cambios importantes en sus métodos de extracción y está tratando de aumentar el volumen de mineral triturado por rotura, con diluciones de hasta el 15 %, reducir los costos operativos y mejorar la seguridad. El objetivo de buscar estas mejoras es aplicar el método de orificio largo con segmentos, en lugar del método de corte y relleno.
Reduque W. (2016) en su investigación concluye que: Un objetivo económico importante para las empresas mineras debe ser la formación de ingenieros que conozcan la nueva información y la cultura que se produce y difunde en toda la minería. De igual forma, el ingeniero de minas debe tener conocimientos y habilidades específicas que le permitan buscar, seleccionar, analizar y comprender la gran
cantidad de información que se obtiene a través de las tecnologías nuevas.
Reyes M. (2002) concluye que el método de minería de taladros largos es más efectivo cuando se aplica al tipo de depósito y la distribución de las leyes. El método de minería por pozos largos es utilizado por depósitos que tienen una geometría similar a capas o mantos mineralizados poderosos o muy poderosos.
Tito, Q. (2018), en su tesis explotación por subniveles con taladros largos en cuerpos mineralizados para el incremento de la producción en la Unidad Minera Untuca, Cori Puno S.A.C., concluye que
“Mediante el método de explotación por subniveles con taladros largos se ha logrado una producción de 1272 t de mineral por día en la Unidad Minera Untuca”.
Torres, A. (2009): en su investigación realizada en Compañía Minera Raura S.A. manifiesta que: Se emplearon perforadoras largas en la explotación de subniveles en la mina, estas perforadoras se emplearon con éxito en la unidad minera, minimizaron los desprendimientos de rocas, redujeron el costo de extracción a $12/t, aumentaron la producción a 12 kt/mes desde 7 kt/mes, y aumento de la productividad a 27 t/hg día. Los taladros largos son más rentables que otros métodos de perforación debido a su alta mecanización y tasa de producción.
2.2 Bases teóricas 2.2.1 Geomecánica
La geomecánica tiene por objetivo estudiar las particularidades geológicas y mecánicas de la roca, de las estructuras y labores del yacimiento mineral, el cual nos ayudara a conocer el comportamiento de este para determinar el método de minado más adecuado y seguro.
2.2.1.1 Método grafico de estabilidad.
La excavación por subnivel es un método de minado subterráneo bastante utilizado, esto se debe sustancialmente a su eficiencia y eficacia. El tamaño de los intervalos de subnivel, los pilares y su posición es crucial para la superioridad del método.
El método de estabilización gráfica es una mejora del método Q para la clasificación del macizo rocoso. El método tiene como base la relación entre N' y la RH de la superficie del rebaje a través de múltiples curvas, cada una de las cuales muestra un nivel diferente de estabilidad. Para cada capa de cámara, el valor de estabilidad es precisado como:
N´ = Q´ ∗ A ∗ B ∗ C Dónde:
A: Factor esfuerzo
B: Factor orientación roca C: Factor orientación diseño Q’: Barton
El valor de Q' deberá ser corregido de acuerdo con los ensayos de resistencia de masa rocosa, tanto para los hastiales y el mineral por un factor equivalente sobre cien.
De igual manera tener en consideración la presencia de zonas de falsa caja, las cuales deberán ser incluidas como parte de dilución programada.
Los factores A, B y C son definidos particularmente, como:
Factor A
El Rock Stress creado originalmente para sustituir el Stress Reduction Factor (SRF) en el método Q.
Asimismo, el factor de reducción de tensiones se define como la dependencia entre la resistencia a la compresión uniaxial (UCS) de la roca intacta y la tensión de compresión inducida paralela a la superficie del rebaje.
Sin embargo, el factor A propuesto por Mathews et al.
(1980) no consideraron particularmente pérdidas finitas como SRF (ver Figura 1).
Figura 1. Factor de reducción de esfuerzo (SRF).
Adaptado de Mining Handbook SME.
SRF enfatiza que ciertas masas rocosas pueden fracturarse por alivio de tensión. Esto da como resultado que los bloques de roca individuales se muevan libremente gracias al alivio de la tensión.
Las mejoras en el factor SRF provienen de la consideración especial dada a una mayor estabilidad durante la minería mientras se trabaja en condiciones de presión media. Debido al estrés al que se enfrenta, es necesario trabajar en zonas con mayor estabilidad.
El análisis de los datos de Mount Isa Mines de la minería a cielo abierto y el modelado se llevó a cabo durante muchos años. Estos datos se utilizaron para ajustar el factor A original de Potvin (1988) en un SRF más preciso. Los resultados en la Figura 2 muestran que
el método de Q 1974, que usó el A original, fue mucho más conservador que SRF. Se creó un nuevo factor A, a través del análisis de prácticas modernas de voladura y datos sobre la tasa de tensión en cámaras abiertas. Este análisis condujo a una nueva definición del factor A. Se usó el mismo proceso para crear el SRF inicial, pero se agregaron los factores B y C en lugar de las relaciones UCS/tensión inducida.
Estos dos factores toman en cuenta los beneficios de la tensión media y sugieren que la corrección de la falla por compresión no es necesaria cuando las relaciones UCS/tensión inducida exceden 5.5. Calcular el Factor A en la mina Raúl requiere considerar tanto la resistencia de la roca (σc) como la tensión vertical (σv).
Figura 2. Comparación de SRF de un numero de fuentes
Adaptado de Mining Handbook SME.
Figura 3. Factor de esfuerzo A y regiones de esfuerzo consideradas
Adaptado de Mining Handbook SME.
Factor B
El Factor B de Orientación de Imperfecciones de la Roca es un factor de ponderación basado en la orientación del conjunto de discontinuidades que se considera más probable que comprometa la estabilidad
de una superficie de rebaje en particular (Potvin, 1988).
Este método requiere el análisis de los datos de discontinuidad para identificar las discontinuidades críticas que pueden controlar la estabilidad. Determinar el factor B requiere calcular el ángulo real entre el plano del rebaje y las características geológicas clave.
Con base en muchas observaciones de fallas reales del piso del rebaje, se sugiere que las direcciones de discontinuidad no deben correlacionarse cuando el ángulo real con la superficie del rebaje excede los 65º (como se muestra en la Figura 4). Además, se recomienda que la penalización máxima comience desde el 60% hasta Q' para cálculos de impacto de discontinuidad subparalelas.
Figura 4. Influencia de orientación de grietas - Factor B.
Adaptado de Mining Handbook SME.
Factor C
Se propone el coeficiente de orientación C del frente de diseño para obtener el efecto de la gravedad sobre la estabilidad del área del rebaje. Potvin (1988) propuso dos factores de ajuste, que se modifican aquí para tener en cuenta el análisis de regresión de la estabilidad de los rebajes en muchas minas australianas.
La figura 5 tiene en cuenta los efectos de la caída y los cortes por gravedad. Para techos de caserones planos con inclinaciones menores a 20º, el factor de ajuste se ha mantenido constante (Bieniawski, 1989).
Figura 5. Determinación de los efectos de la gravedad - Factor C.
Adaptado de Mining Handbook SME.
La Figura 6 ilustra el segundo ajuste propuesto para analizar los modos de falla asociados con el deslizamiento del piso del rebaje. Suponiendo que la fricción de un punto crítico es mayor que la fuerza que lo impulsa, la cantidad máxima de ajuste es 8 cuando el buzamiento de un punto crítico es inferior a 30 grados.
Se sugiere que el buzamiento de un punto crítico aumenta a medida que disminuye el valor de 4. Según Potvin (1988), el modo de falla potencial se puede identificar con un diagrama simple que representa la excavación y la fisura crítica. Si el vector de gravedad que representa la dirección de la atracción de la gravedad sobre el bloque es directamente perpendicular al centro de gravedad de la abertura, el modo de falla será el efecto directo de la gravedad. Además, si el vector gravitacional permanece constante dentro de los medios sin cruzar la discontinuidad crítica, pueden ocurrir cortes o pandeos. Además, cuando el vector gravitacional cruza la fisura crítica, el potencial de falla por deslizamiento está presente (Potvin, 1988)
Para estimar el valor del Factor C se debe considerar el valor más bajo que se registró según las figuras 5 y 6.
Figura 6. Determinación del efecto de deslizamiento en una grieta critica Factor C
Adaptado de Mining Handbook SME.
2.2.2 Condiciones de estabilidad
El método de gráfico se expuso inicialmente como una evaluación preliminar de la estabilidad de proyectos durante la etapa de prefactibilidad. El método se emplea actualmente en todo el mundo como una herramienta de diseño en todas las fases del dimensionamiento de caserones, se ha convertido en un método empírico establecido para dimensionar pisos de caserones abiertos. Sin embargo, el sistema tiene varias
deficiencias que deben reconocerse para evaluar su utilidad en cualquier entorno geotécnico particular. Con el tiempo, la utilidad y las limitaciones del método para el diseño de rajos abiertos han sido discutidas por múltiples autores.
Específicamente, las siguientes observaciones se consideran significativas:
• Las enunciaciones de situaciones sostenidas y de colapso son intrínsecas porque no se informa el grado de falla. Asimismo, el procedimiento no involucra componentes de falla complicados que impliquen múltiples discontinuidades en la formación geológica.
El método no tiene en cuenta el pandeo, en el que la periodicidad de discontinuidades subparalelas puede ser de suma importancia.
• El método refleja las prácticas de minería, que pueden haber sido influenciadas por factores tales como legislación, prácticas locales, y peculiaridades geológicas particulares. Al método le falta precisión suficiente para el dimensionamiento de tajeos (dispersión excesiva).
• El método se basa en prácticas mineras, que lograron haber sido afectadas por componentes como la legislación y características geológicas específicas. El
método no es lo suficientemente preciso para el diseño de tajeos.
Como resultado, el método gráfico puede no ser inevitablemente la metodología de diseño más eficaz, sino más bien un punto de partida para cada entorno geotécnico en particular. Los datos empíricos y la documentación a largo plazo son esenciales para la implementación adecuada de diseños de rebajes optimizados en cualquier mina en particular. Como resultado, la validación del diseño es de suma importancia en la aplicación del gráfico de estabilidad. La validación se logra mediante el uso de diversas técnicas, que incluyen simples observaciones subterráneas en el nivel más básico, hasta sistemas micro sísmicos en toda la mina en el nivel más complejo. Los instrumentos geotécnicos son de suma importancia para el diseño de minas. Además de las preocupaciones de seguridad, se debe contar con instrumentación para ayudar en la calibración de los modelos de diagrama.
2.2.2.1 Clasificación de la masa rocosa
La categorización geomecánica de la roca se ejecutó aplicando los criterios de Bieniawski (1989). Los valores RQD se establecieron directamente juntamente con el registro geotécnico de los núcleos de roca de la
perforación diamantina, esto implicó la longitud acumulada del núcleo mayor o igual a 8 cm dividida entre la longitud de la sección y multiplicada por cien, para expresarse como un porcentaje
Las fuentes de información para clasificar a la masa rocosa del área de evaluación han sido principalmente los datos del logueo geotécnico de los testigos rocosos realizados en su mayoría por el personal de CMCSAA.
Para la presente evaluación se ha creído conveniente realizar una modificación al criterio de Bieniawski (1989) a fin de clasificar a la masa rocosa en rangos menores apropiados tal como se detalla en la siguiente:
Tabla 1. Criterio para la clasificación de la masa rocosa
Tipo de roca RMR Calidad
II >60 Buena
IIIA 51 - 60 Regular A
IIIB 41 - 50 Regular B
IVA 31 - 40 Mala A
IVB 21 - 30 Mala B
V < 21 Muy Mala
Toda la información geomecánica recopilada se combinó para crear una estimación estadística de la frecuencia de los valores de calidad en el macizo rocoso
en la zona mineralizada y en la roca huésped. Se muestran los resultados. Este gráfico ilustra que el 26%
del macizo rocoso es de una calidad denominada Mala B, con una RMR media de 26. Este porcentaje es superior al resto de calidades. Los porcentajes que aún están presentes son indicativos de los rangos de mayor calidad, son similares en porcentaje, así: Quality Rock tiene un RMR promedio de 35, Regular Quality tiene un RMR promedio de 18%. La variedad Regular A tiene un 19% de presencia con un RMR promedio de 55, la variedad Buena tiene un 18% de presencia con un RMR promedio de 66 y la variedad Excelente tiene un 19% de presencia con un RMR promedio de 76. La calidad Muy Mala es presente en un porcentaje mínimo del 3%, esta es la RMR promedio de 23.
En la Tabla 2, se resumen la calidad de la masa rocosa mineralizada en cada sector del yacimiento, así como la calidad de la roca encajonante.
Tabla 2. Clasificación de la masa rocosa
Cuerpo Tramo Calidad RMR
Sector Norte
Roca superior IIIB, IVA Mineral IIIB, IVA y IVB Roca inferior IIIB, IVA y IVB Sector Sur
Roca superior IIIA, IIIB y IVA Mineral IIIA y IIIB Roca inferior IIIA y IIIB
Además, como parte de los trabajos de campo se ha realizado el logueo geotécnico de los testigos rocosos de los 8 sondajes diamantinos efectuados en el año 2014, utilizando el criterio de Laubscher (1990) – M RMR (Mining Rock Mass Rating). Este criterio constituye una modificación de la clasificación geomecánica RMR de Bieniawski adecuada para la minería subterránea y tiene aplicabilidad principalmente en los métodos de minado.
2.2.2.2 Aberturas máximas de las excavaciones y diseño del tipo de soporte
Para propósitos de esta evaluación, las excavaciones han sido divididas en tres categorías:
excavaciones permanentes, excavaciones temporales y tajeos. Para el caso de tajeos se tienen alternativas de ingreso o no ingreso del personal dentro del tajeo. La alternativa de ingreso del personal a los tajeos involucra tajeos de dimensiones pequeñas y las de no ingreso de personal involucra tajeos grandes en las cuales la limpieza se hace con equipos scoop a control remoto.
Excavaciones permanentes.
Estas incluyen, por ejemplo: rampas, galerías de nivel, talleres de mantenimiento, estaciones de bombeo, comedores, polvorines, etc. Debido a que el mineral se presenta en cuerpos, no es oportuno referirse de caja techo y caja piso. Según los resultados de la clasificación de la masa rocosa y de la zonificación geomecánica del yacimiento, hay una disposición de mejor calidad de masa rocosa hacia el extremo Oeste de los cuerpos por lo que las excavaciones permanentes deben ubicarse de preferencia en este sector, donde la calidad de la masa rocosa varía desde Regular A (DE-IIIA) hasta Mala A (DE- IVA), apareciendo también pequeños sectores de calidad Mala B (DE-IVB).
2.3 Definición de conceptos básicos
• Barreno. Herramienta que se usa para perforar.
• Explosivos. Son materiales que poseen insuficiente consistencia química y que son capaces de transmutarse bruscamente en gases. Esta transformación puede realizarse a causa de una combustión o por acción de un golpe, impacto, fricción u otro, en cuyo caso recibe el nombre de explosivos detonantes, como es el caso de las dinamitas y los nitratos de amonio.
• Explotación. El proceso de substracción y procesado de minerales, incluido la actividad dedicada que se enfoca a la preparación de zonas circundante al yacimiento de minerales
• Factor de riesgo. Cualquier aspecto del entorno de trabajo o acciones que puedan originar daño o padecimiento a las personas, la contingencia de acontecimiento estriba de la anulación o intervención del componente provocador.
• Labor. Ubicado intrínsecamente en explotación minera subterránea del cual se extrae minerales. Ubicación de una actividad que se desarrolla en interior mina.
• Métodos de explotación. Son geometrías específicas que se emplea para aprovechar un depósito mineral determinado. Es el método de bifurcar el volumen mineralizado en porciones apropiados para la explotación. Estos estriban de diversos componentes.
• Mina. Cavidad realizada para el aprovechamiento económica de un recurso mineral, esta puede ser a subterránea o superficie.
• Mineral. Sustancia que se compone de los mismos elementos y tiene la misma composición química en todas partes, con una estructura cristalina que es constante y tiene una gama específica de propiedades.
• Perforación. Actividad o procedimiento de hacer un agujero cilíndrico con una perforadora neumática o hidráulica, para posteriormente rellenar de explosivos y/o similares.
• Voladura. Deflagración de una masa explosiva. Se enciende una masa de explosivos. Esta actividad implica el uso de una carga en un agujero perforado con compuestos nitroglicerínicos; que, cuando se activan, provocan ondas de choque y reacciona liberando gases a altas presiones y temperaturas de manera esencialmente instantánea, fragmentando y removiendo ciertas cantidades de materiales.
2.4 Hipótesis y variables 2.4.1. Hipótesis general
Mediante la evaluación geomecánica se determina las condiciones de estabilidad de minado en la profundización de mina Raúl de Compañía Minera Condestable S.A.A.
2.4.2. Hipótesis especifica
• Los parámetros geomecánicos determinados con la evaluación del macizo rocoso son los apropiados para la explotación de las reservas minerales con factores de seguridad aceptables.
• Los factores geomecánicos valorados son los apropiados para la extracción de mineral en áreas de excavaciones con inestabilidades potenciales.
2.4.3. Variable independiente Evaluación geomecánica
2.4.4. Variable dependiente Estabilidad de minado.
2.4.5. Operacionalización de variables
Tabla 3. Operacionalización de variables
Variables Conceptualización Dimensiones Indicadores
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 Geomecánicos
• Características geomecánicas del mineral
• Características geomecánicas de las cajas
Dependiente:
Estabilidad de minado
Es la capacidad que tiene el macizo rocoso de aguantar las acciones sin volcar o caer. La estabilidad dependerá de la roca, sostenimiento y las cargas.
Factores de Estabilidad
• Dimensiones del yacimiento
• Sostenimiento
• Tipo de roca
• Densidad
Capítulo III
Metodología de la investigación 3.1 Metodología de investigación
Se emplea el método científico. El proceso metodológico especifico es analítico - sintético; Disecciona los fenómenos en sus partes componentes, las cuales examina individualmente y luego las combina para evaluar el todo.
3.2 Tipo de investigación
Aplicado; ya que hemos utilizamos las teorías y técnicas de otros científicos y/o autores.
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.
3.4 Diseño de investigación
Preexperimental, ya que realizaremos un estudio linealmente dependiente entre la valoración geomecánica y el diseño estructural del método de explotación.
3.5 Población y muestra 3.5.1 Población
Labores Mineras de Zona Sur de mina Raúl de Compañía Minera Condestable S.A.A.
3.5.2 Muestra
Es no aleatoria, dirigida y convenida con la alta gerencia, La muestra son: Los XC-5555-2 y XC-5555-4, nivel +70, y en la galería GAL-1546 E y crucero XC-1546-1, estos últimos en el nivel -20.
3.6
La investigación concertó observancias y recolección de datos insitu, experimentos de laboratorio y trabajo de oficina, manejando técnicas convenientes, estos fueron seleccionados entre las opciones adecuados.
Insitu se efectuaron los siguientes:
• La comprensión geológica y geomorfológica de la región.
• Estudios geotécnicos de las formaciones rocosas subterráneas.
• Ensayos de impacto en mina con la dureza del martillo Schmidt para estimar la resistencia a la compresión de la roca.
• Pruebas de inclinación en núcleos de perforaciones diamantinas, que determinaron la tenacidad a la rotura de las discontinuidades.
• Recolección de muestras de rocas.
• Acopio de información adicional que sea relevante para el estudio.
En gabinete se realizaron los siguientes:
• Caracterización físico-mecánica del macizo rocoso.
• Planeamientos concernientes a particularidades técnicas de la investigación.
• Reconocimientos de las indagaciones referentes a estudios previos geomecánicos.
• Análisis y procesamiento de los datos registrados en la cartografía geotécnica:
• Aplicación de técnicas estereográficas y estadísticas convencionales de acuerdo con los estándares ISRM.
3.7
Utilizaremos los softwares: Phase 2 y Rockdale 7.2.
3.8 Prueba y contrastación de hipótesis
La contrastación y comparación de hipótesis se realizaron de acuerdo con los parámetros del estudio de análisis-síntesis.
Capitulo IV Resultados
Condestable está situada en el sector conocido como Loma de Vinchos, contiguo al poblado de Alto Bujama de Mala (distrito), Cañete (provincia) y Lima (departamento). Localizada en una pequeña cuenca a una altitud media de 185 metros sobre el nivel del mar, limitada por una amplia planicie.
Se accede a Condestable desde el kilómetro 90 de la Autopista Panamericana, siguiendo la dirección Este, a través de 6 kilómetros.
4.1 Evaluación geomecánica
El objetivo de la evaluación geomecánica es establecer las características y propiedades fundamentales mediante un protocolo de caracterización del macizo rocoso utilizando las normas preestablecidas.
La evaluación geomecánica se llevó a cabo en los cruceros XC- 5555-2 y XC-5555-4 (nivel +70) y en la galería GAL-1546 E y crucero XC-1546-1, estos últimos en el nivel -20.
4.1.1 Condiciones estructurales y tensionales
En la zona de investigación, los elementos litológicos tienen una dirección media de N18° - 32°W con pendiente de 25 - 50°SW advirtiéndose esporádicamente pliegues de pocos decímetros en la cima de la formación Chicharrón muy cercanas a los poderosos sills pórfido andedacítico.
En la zona de emplazamiento de la mina Acumulación Condestable se identificaron las fallas primarias de orientación N40°E/75°SE, y fallas secundarias: N45°-60°W/45°-50°NE, N50°E/ 85°SE y N75° E/80° SE.
Así mismo, la veta Falla Norte es coligada con el sistema de fallas de dirección N60°W/60°-70°NE y la Falla Calicanto es coligada con los sistemas de discontinuidad primarios. La orientación de las tensiones preponderantes de compresión es EW y subhorizontal pendiente.
De acuerdo con los registros lineales de medición de discontinuidades realizados durante los diferentes estudios realizados en la mina se determinó dos familias de discontinuidades principales y un sistema de discontinuidad ocasional, así como la pseudo estratificación ocasional en depósitos volcano-sedimentarios cuyas orientaciones son las siguientes:
Con base en el registro lineal de las mediciones de discontinuidad ejecutadas durante las diversas investigaciones practicados en mina se identificaron dos series de discontinuidades mayores y una serie de discontinuidades esporádicas, en depósitos sedimentarios volcánicos.
Figura 7. Estereograma de concentración de polos de discontinuidades entre los niveles +90 hasta -610
Figura 8. Proyección estereográfica de los principales sistemas de discontinuidades entre los niveles +90 hasta -610
4.1.2 Condiciones hidrogeológicas
Las líneas de falla y las intrusiones rocosas causaron que las rocas porfídicas andesíticas y granodioríticas redujeran la integridad estructural de los estratos circundantes. Esto llevó a los geólogos a predecir que tres depósitos subterráneos residen dentro de un entorno fracturado. Los dos primeros se denominan acuíferos Constable y Raúl. Reciben afluencia de precipitaciones o canales que se conectan con el océano o la superficie terrestre.
El acuífero costero, por otro lado, no se ve afectado por la precipitación porque no hay rutas de infiltración que lo conecten con la superficie.
El acuífero Inter cuenca drena sus aguas en el océano Pacífico y posee una altura piezométrica máxima entorno a los 30 m.s.n.m. Los acuíferos Condestable y Raúl no presentan zonas de drenaje natural ni tampoco de recarga y por tanto estos últimos se encuentran en régimen no influenciado. El acuífero Raúl se encuentra fuertemente compartimentado por las fallas y presenta zonas con el nivel piezométrico por debajo de los -175 msnm. En el acuífero Condestable el nivel piezométrico se encuentra entre los 280 msnm y los 32 msnm.
La actividad minera de las explotaciones Condestable y Raúl no suponen ningún tipo de impacto a las aguas subterráneas ya que las aguas atravesadas por estas se encuentran atrapadas
por tectónica y no tienen conexión hidráulica con ningún sistema de agua superficial ni subterráneo adyacente. Así mismo hay que destacar que las aguas atravesadas son de escasa calidad como indica su alta conductividad.
Se realizaron pruebas de permeabilidad en sondeos diamantinos al actualizar un estudio geológico sobre la hidrología de la zona. Al comparar estos resultados con la información actual, se determinó que los pozos de diamante pueden manejar de 10 a 5 cm/s o de 10 a 6 cm/s de permeabilidad. Esto significa que el movimiento de fluidos a través de la mina debe ser mínimo, con la excepción de las áreas donde las fallas se cruzan con las estructuras mineralizadas. Al realizar un estudio integral de estabilidad geomecánica, no se observaron flujos de agua ni gotas de agua en ninguno de los pozos. En cambio, las actividades de perforación crearon gotas de agua en algunos de los taladros.
4.1.3 Mineralización del yacimiento
El metal en forma de vetas, mantos y rellenos de porosidad se encuentra en brechas volcánicas y tobas estratificadas. El cobre y el hierro se mineralizan principalmente en estas estructuras; Otros metales incluyen anfíboles, calcopirita, hematita, magnetita, pirrotita, pirita y esfalerita.
También se encuentran presentes concentraciones locales de molibdeno, plata y plomo. Los minerales económicos son la bornita y la calcopirita, ambos subproductos de los concentrados de metales, así como el oro y la plata que se encuentran en los subproductos de los concentrados. Aparte del hecho de que a veces divergen, las ocurrencias en manto tienden a ser más extensas en las Unidades Apolo, Intermedio y Polvorín. También se pueden encontrar en pórfido dacítico y diabasa.
En cuanto a la apariencia, algunas formaciones del manto suelen presentarse en formas irregulares con una potencia máxima de 6 metros. Las brechas vienen en una variedad de tamaños y formas contenidas dentro de las Unidades de Actinolita y la parte superior Intermedia. Las vetas que cruzan las capas separan transversalmente estrechas hendiduras subverticales. Y se tienen inclusiones en forma de rosario.
4.1.4 Caracterización geomecánica
El depósito mineral está ubicado en flujos y brechas andesíticas, en contacto a rocas intrusivas de composición diorítica con una orientación predominante de N 285° y buzamiento promedio de 80° NE con anchos que varían de 1,5 a 2,0 m.
El yacimiento esta moderadamente fracturado, es roca tipo buena (MF/B), muy resistente (120 MPa - 140 MPa), RQD entre 50 a 60, y separación de fractural de 0,2 m a 0,5 m. estas se muestran cerradas a ligeramente expandidas, recubiertas de calcita y en menor proporción de clorita.
La roca encajonante se presenta moderadamente fracturada, buena (F/B), muy resistente (120 MPa - 140 MPa), RQD de 50 a 60, con fracturas cerradas a levemente expandidas recubiertas de clorita y epidota. Presenta un Q' entre 4,0 a 7,0 y RMR' promedio entre 55 a 60, según los registros lineales geomecánicos realizados en los niveles +70 y -20.
Con respecto a los esfuerzos insitu, se determinó que el esfuerzo vertical (σv) promedio sobre la veta es de 5,4 MPa, tomando en cuenta un encampane promedio de 200 m (nivel +20) y una densidad del macizo rocoso de 2,7 t/m3. Así mismo, el esfuerzo horizontal (σh) promedio es de 5,4 MPa tomando un valor K de 1, según la ecuación de Sheorey (1994):
𝐾 = 0,25 + 7 𝐸ℎ (0,001 + 1/z)
Donde:
Eh = 17.74 GPa (según ensayo de propiedades elásticas).
z = 200 m. (profundidad promedio del yacimiento).
4.1.5 Estudios de mecánica de rocas
Los estudios geomecánicos de las rocas se realizaron en unidades extraídas de los hastiales y zona mineralizada del yacimiento, de los que se obtuvieron probetas rocosas para realizar pruebas mecánicas y elásticas, tenacidad traccional, ensayos de corte directo para determinar la cohesión (c) y ángulo de fricción interna (ϕ) y ensayos de carga puntual.
Así mismo, con estos datos alcanzados se determinó los factores de seguridad (FS.) de los paneles mediante el análisis estructural mediante el programa Unwedge y al análisis de tipo cizalla (rotura) de roca, en función al G.D.E. (Russo, 2014).
Los resultados de los experimentos realizados se muestran a continuidad.
Tabla 4. Ensayos de propiedades físicas
Tabla 5. Ensayos de resistencia a la tracción indirecta
Tabla 6. Ensayos de propiedades elásticas
Tabla 7. Ensayos de corte directo
Tabla 8. Ensayos de carga puntual
4.1.5 Método grafico de estabilidad
Q'c es obtenido de acuerdo con las propiedades de las discontinuidades advertidas en la roca encajonante, tomando en cuenta el valor del índice RMR corregido por orientación (-12) y la tenacidad del macizo rocoso (120 MPa), determinándose un Q'c promedio de 6,5.
Los factores A, B y C fueron hallados mediante los ábacos planteados por Potvin y Villaescusa. Del mismo modo, para la determinación de los esfuerzos se utilizó el programa RocData
En el cálculo del factor A se tuvo presente el σc = 120 MPa y σ máx = MPa, con lo cual se obtuvo el cociente σc/σ máx = 22,2;
para obtener un factor A equivalente a la unidad (1). (ver figura 9).
Figura 9. Factor de esfuerzo en la caja techo (Factor A), según Villaescusa (1996)
El factor B se consiguió mediante el ábaco planteado por Potvin, hallando un valor de 0,4 (ver figura 10).
Figura 10. Factor de ajuste por orientación de discontinuidades (Factor B) en la caja techo según Potvin (1988) modificado
El factor C se consiguió en función a buzamiento medio (80°), obteniéndose un valor equivalente a 7,2 (ver figura 11).
Vinculando Q'c y los factores A, B y C se estableció el valor de N' = 18,72.
Cálculo del radio hidráulico
El radio hidráulico es calculado mediante:
HR = H. L 2(H + L)
En el cual:
HR: radio hidráulico
H: alto de piso de tajeo (20 m) L: longitud de piso de tajeo (50 m)
HR = 20.50 2(20 + 50)
HR = 7,143 (teórico)
Por política de la empresa al calcular el radio hidráulico, este se redonde por exceso al decimal inmediato superior, por tanto, el valor ser:
HR = 7,2 (equivalente)
Considerando N' igual a 18.72, así como RH igual a 7.2, en circunstancias de hastiales sin apoyo (tal como se muestra en la figura 12); un tamaño recomendado para los tajeos es de 50.0 metros de largo y 20.0 metros de alto. Específicamente, los subniveles con taladros largos se recomiendan para minería con perforación y disparos hacia abajo y extracción de minerales hacia arriba. Además, se deben construir subniveles de 4 m x 4 m
Figura 11. Factor de ajuste gravitaciones (Factor C) en función de la inclinación de la caja techo según Potvin (1988) modificado
Así mismo, se recomienda el uso de taladros de alivio en la zona mineralizada con la caja techo, realizados a partir de la galería superior, con lo cual se estaría controlando la dilución por efecto de la voladura y la inclinación del taladro.
Figura 12. Estabilidad (Nickson, 1992). para condiciones de paredes estables sin sostenimiento
Con los taladros de alivio se tendría una baja dilución por voladura, tal como se viene realizando en otras mineras peruanas, obteniéndose únicamente una dilución de sobreexcavación (ELOS) entre 0,2 a 0,4 m. (ver figura 13) con ninguna probabilidad de falla (ver figura 14).
Figura 13. Estimación empírica de sobreexcavación (ELOS) (Clark, 1988).
4.2 Análisis de riesgos
4.2.1 Gráfico múltiple - GDE
En función a la figura 15 se ha establecido condiciones estables o la probable incidencia de cuñas en la roca encajonante, teniendo presente una cubierta petrostática de 200 m, así como desprendimientos de fragmentos de roca o presencia de cuñas.
Para la confirmación de la ocurrencia probable de cuñas en la roca encajonante y el mineral se utilizó el Unwedge; también se tuvo presente el rumbo de los tajeos y el rumbo de las primordiales familias de fracturas, la cohesión y el ángulo de fricción; para un tajeo de 20 m (altura) y 4 m (ancho) de ancho y en subniveles de 4 m x 4 m (ver figuras 16 y 17).
De acuerdo con el análisis de cuñas, se observan condiciones estables con respecto a la formación de cuñas en el tajeo del yacimiento. En el análisis de los subniveles se observa únicamente caída de fragmentos o cuñas pequeñas en la bóveda.
4.2.2 Análisis tenso-deformacional
En función del riesgo tensión - deformación basado en el uso procedimental del Phase 2, se determinó condiciones estables de los hastiales, con FS. = 1,24 (ver figura 18), lo que confirma que excavaciones con alturas de 20 m no presentarían problemas de inestabilidad, sin embargo, para la explotación de tajeos superiores se deberá colocar el relleno detrítico para controlar la estabilidad de las cajas.
Figura 18. Análisis de riesgo tenso-deformacional de un tajeo de 20.0 m (altura) y 4.0 m (ancho) según Phase2
Se obtiene un IF = 12,38 que corresponde a rocas frágiles, ya que las rocas frágiles (posible lajamiento) tienen un IF mayor a 8. Sin embargo, debido al encampane considerado (200 m), no se presenta lajamiento.
4.2.2 Sostenimiento de galerías
Al establece la clase de soporte y lapso de colocación del sostenimiento en las galerías del yacimiento se utilizó la teoría de tiempo de autosoporte de Bieniawski, y la tabla S.P.M. propuesta por Vallejo, teniendo en consideración las valores de GSI=MF/B, Q= 1-3 y RMR=55-60 (mineral) y GSI=F/B, Q= 3–7 y RMR=65–75 (cajas).
Considerando a las galerías como labores permanentes, se aceptó una “dimensión equivalente” (De) = 1,6 con frente de 4 m x 4 m, así mismo, se asumió un factor pernicioso conexo con un sistema de fallas y fracturas que perturba a las cajas, y otro factor influyente desfavorable relacionado a la voladura por taladros largos.
De acuerdo con el RMR, tanto de veta como de las paredes de las galerías, el tiempo de autosoporte de la bóveda (sección de 4m x 4 m) sería de 1 mes y el tiempo de autosoporte de las paredes seria de 1 año, sin tomar en cuenta los factores influyentes (ver figura 19), sin embargo, asumiendo una condición de facturas desfavorables y voladura, el sostenimiento deberá colocarse después de 2 a 3 avances, especialmente en la bóveda.
Con respecto a la roca encajonante de los tajeos sin sostenimiento, el tiempo de autosoporte estaría asociado a la deformación por esfuerzos, el mismo que de acuerdo con el
análisis tenso-deformacional se encuentra en condiciones estables por el bajo encampane considerado (200 m).
Según las tablas de Bienawski y Vallejo, se determina que el soporte en las galerías será un sistemático empernado en retículas de 1m x 1m y la colocación de malla electrosoldada en bóveda, considerando los factores influyentes. Del mismo modo, el sostenimiento de las cajas será un sistemático empernado en retículas de 1,5m x 1,5m, considerando los factores influyentes (ver figura 20).
de las discontinuidades y la voladura con taladros largos, en los subniveles de explotación.
4.3 Prueba de hipótesis
4.3.1 Hipótesis especifica 1
Para esta prueba nos planteamos las siguientes hipótesis nula y alterna.
H0 = Los parámetros geomecánicos determinados con la evaluación del macizo rocoso son no correctos y no apropiados para la explotación de las reservas minerales con factores de seguridad aceptables.
H1 = Los parámetros geomecánicos determinados con la evaluación del macizo rocoso son correctos y apropiados para la explotación de las reservas minerales con factores de seguridad aceptables
Se rechaza la hipótesis nula (H0) y se acepta la hipótesis alterna (H1). Esto validado por:
En función al análisis del riesgo tensión – deformación realizado con el software Phase 2, se determinó condiciones estables de las cajas con FS. = 1,24 lo cual verifica que los tajeos con 20 m de altura no presentarían problemas de inestabilidad; de este resultado se propone que la dimensión promedio de tajeos serían de 20,0 m de altura, 4,0 m de ancho y 50,0 m de longitud, considerando una galería superior de 4,0m x 4,0m, de la cual se ejecutarían las perforaciones de los taladros hacia abajo y una
galería inferior de 4,0m x 4,0m, a partir de la cual se realizaría la extracción del mineral
4.3.2 Hipótesis especifica 2
Para esta prueba nos planteamos las siguientes hipótesis nula y alterna.
H0 = Los parámetros geomecánicos determinados con la evaluación del macizo rocoso no son los apropiados para la explotación de las reservas minerales en áreas de excavaciones con potencial inestabilidad.
H1 = Los parámetros geomecánicos determinados con la evaluación del macizo rocoso son los apropiados para la explotación de las reservas minerales en áreas de excavaciones con potencial inestabilidad.
Se rechaza la hipótesis nula (H0) y se acepta la hipótesis alterna (H1). Esto validado por:
Al determina que el soporte en las galerías de explotación será el empernado sistemático con retículas de 1,0 m x1,0 m y la colocación de malla electrosoldada en bóveda, considerando los factores influyentes. Así mismo, el soporte de las paredes consistirá en empernado sistemático con retículas de 1,5m x 1,5m. Los pernos han de ser tipo hydrabolt o cementados. La
colocación del sostenimiento se ejecutará después de dos o tres avances.
4.3.3 Hipótesis general
Para la hipótesis general se tiene que:
H0 = Mediante la evaluación geomecánica no se determina las condiciones de estabilidad de minado en la profundización de mina Raúl de Compañía Minera Condestable S.A.A.
H1 = Mediante la evaluación geomecánica se determina las condiciones de estabilidad de minado en la profundización de mina Raúl de Compañía Minera Condestable S.A.A.
Se rechaza la hipótesis nula (H0) y se acepta la hipótesis alterna (H1). Esto validado por:
Acorde a las propiedades geomecánicas de las cajas se tiene N' = 18,7 y RH = 7,2; lo cual hace que la explotación posea buenas y correctas condiciones de estabilidad, ya que el yacimiento se presenta entre moderadamente muy fracturado y bueno (MF/B), muy resistente (120 MPa a 140 MPa), RQD entre 50 a 60 y separación entre fracturas de 0,2 m a 0,5 m. Las fracturas se presentan unidas a ligeramente separadas con recubrimiento calcita, y en menor proporción de clorita. El valor Q' oscila entre 1.0 a 3.0 y RMR' oscila entre 55 a 60.
4.4 Discusión de resultados
El yacimiento se halla ubicada entre flujos y brechas Vulcano andesíticas, en contacto a rocas intrusivas de composición diorítica con una orientación predominante de N 285° y buzamiento promedio de 80°
NE con anchos que varían de 1,5m a 2,0m.
Los principales sistemas de fracturas en la caja techo son:
N85°E/75°SE, N35°W/85°SW y N10°W/58°NE con periodicidad sistemática de 7 discontinuidades/metro, estriadas, levemente sinuosas, discretas a levemente separadas, con relleno duro y recubrimiento de sericita y clorita.
El yacimiento se presenta entre moderadamente muy fracturado y bueno (MF/B), muy resistente (120 MPa a 140 MPa) con un RQD de 35 a 50 y distanciamiento de fracturas de 0,2m a 0,5m. Las fracturas se muestran cerradas a levemente separadas con recubrimiento de calcita y en menor proporción de clorita. Q' alterna entre 1,0 a 3,0 y RMR' alterna entre 55 a 60.
La roca encajonante se presenta entre moderadamente fracturada a buena (F/B), muy resistente (120 Mpa a 140 MPa), RQD entre 50 a 60. Las fracturas se hallan cerradas a levemente separadas con recubrimiento de clorita y epidota. Q' va entre 3,0 a 7,0, RMR' va entre 65 a 75, con resistencia uniaxial entre 100MPa a 130 MPa, resistencia a la tracción entre 9,5MPa a 10,5MPa, ángulo de fricción interna en fracturas de 26,8° a 27,8° y cohesión de 0,104MPa a
0,108MPa. Así mismo, el esfuerzo vertical insitu es de 5,4MPa y el esfuerzo horizontal es de 5,4 MPa, por lo que es poco probable la falla por flexión de las cajas, las cuales presentan una resistencia a la tracción promedio de 10MPa, superior a los esfuerzos horizontales.
Para la determinación del dimensionamiento de los tajeos de explotación con el método de subniveles con taladros largos se aplicó el método grafico de estabilidad, correlacionándolo con los datos obtenidos de los análisis de riesgos mediante grafico múltiple (Russo, 2014), análisis tenso-deformacional (Phase 2), relación esfuerzo horizontal con la resistencia a la tracción de la roca intacta y tiempo de autosoporte de las cajas de los paneles según Bieniawski (2002).
De acuerdo con los valores hallados se sugiere que las medidas promedio de los tajeos serían de 20,0m de altura, 4,0m de ancho y 50,0m de longitud, considerando una galería superior de 4,0m x 4,0m, a partir de la cual se realizarían las perforaciones de los taladros hacia abajo y una galería inferior de 4,0m x 4,0m, a partir de la cual se realizaría la extracción del mineral.
Las perforaciones de los taladros largos serian de 20,0 m de longitud, debiéndose evitar desviaciones en la inclinación de los taladros, especialmente en la fila de los taladros más cercanos a la caja techo, realizándose la perforación de la galería superior hacia la galería inferior.
La dilución no controlada estaría entre 0,2m a 0,4m con el uso de taladros de alivio y voladura controlada para minimizar daños a la roca.
Según los ábacos de sostenimiento mineros subterráneos, se determina que el soporte en las galerías de explotación estará constituido de empernado sistemático con retículas de 1,0 m x 1,0 m y la colocación de malla electrosoldada en bóveda, considerando los factores influyentes. Así mismo, el soporte de las paredes consistirá en empernado sistemático con retículas de 1,5m x 1,5m. Los pernos, tanto en la corona como en los hastiales, serán del tipo hydrabolt o cementados. La colocación del sostenimiento se ejecutará después de dos o tres avances.
Conclusiones
1. Mediante la evaluación geomecánica se determina N' = 18,7 y RH = 7,2;
lo cual hace que la explotación posea buenas y correctas condiciones de estabilidad; concluyendo que el yacimiento se presenta entre valores de moderadamente fracturado y bueno (MF/B), muy resistente (120 MPa a 140 MPa) RQD entre 50 a 60 y separación fractural de 0,2m a 0,5m. Las fracturas se muestran unidas a ligeramente separadas con recubrimiento de calcita y en menor proporción de clorita. Q' entre de 1.0 a 3.0 y RMR' entre 55 a 60.
2. Se determinó condiciones estables de los hastiales y la bóveda con FS.
= 1,24 lo cual verifica que los tajeos con 20 m de altura no presentarían problemas de inestabilidad; de este resultado se advierte que las medidas promedio de los tajeos serían de 20,0m de altura, 4,0m de ancho y 50,0m de longitud son apropiados para la explotación de las reservas minerales con factores de seguridad aceptables
3. Los parámetros geomecánicos determinan que el soporte en las galerías de explotación será empernado sistemático con retículas de 1,0 m x 1,0 m y la colocación de malla electrosoldada en bóveda, considerando los factores influyentes. Así mismo, el soporte de las paredes consistirá en empernado sistemático en reticulado de 1,5m x 1,5m. Los pernos serán tipo hydrabolt o cementados y que la colocación del sostenimiento se ejecutará después de dos o tres avances con la evaluación del macizo
rocoso, los cuales son apropiados para la explotación de las reservas minerales en áreas de excavaciones con potencial inestabilidad.
