APLICACIÓN DE GEOMECÁNICA PARA EL MEJORAMIENTO Y

CONTROL DEL MINADO EN LA MINA ATACOCHA

Jorge Ramírez S. - Jefe del Área de Geomecánica.

Compañía Minera Atacocha S.A.

0. INTRODUCCIÓN

El tramo del Ore Body Vasconia en estudio, se encuentra entre los niveles 3660

y 3720, tiene rumbo N 50º W y un buzamiento promedio de 85º NE. El Ore

Body consta de varios cuerpos que van desde los 2.0 m hasta a 9 m. de

potencia, separados por franjas de desmonte que van de 3.0 a 10 m. de

potencia. El área se encuentra a una profundidad de 680 m. El acceso es a

través de la caja piso.

Para la realización del presente estudio se tomó información de los sondajes

diamantinos distribuidos entre los niveles 3660 al 3720 y de la galería 5421 N-

S, que corresponde al piso cero del Ore Body Vasconia en el nivel 3660.

Con la información obtenida se ingresó al programa UBC Mining Method

Selector, para tener una primera aproximación del método de explotación a

emplear.

Los objetivos principales del presente estudio son:

Determinar la factibilidad del uso de taladros largos en el Ore Body

Vasconia con la finalidad de utilizar el método de explotación de minado por

subniveles.

Definir las aberturas máximas de los stopes, según el método recomendado.

Determinar el tipo de sostenimiento a instalar.

Tiempos de autosoporte de los stopes y labores de acceso al stope.

1

1. APLICACIÓN DEL PROGRAMA UBC MINING METHOD SELECTOR

Este programa nos determinara el método más adecuado para aplicar en el

yacimiento, para ello se precisa de la siguiente información:

a. Forma: Puede ser Equidimensional, Tabular o irregular.

b. Plunge: Puede ser Plano, Moderado o Alto.

c. Potencia: Muy estrecho, estrecho, mediano, grueso y muy grueso.

d. Buzamiento: Alto, Mediano o Bajo.

e. Longitud: menor de 100 m., entre 100 y 600 m. o mayor de 600 m.

f. RMR de las cajas y mineral: Muy pobre, Pobre, Moderado, Alto, Muy alto.

g. RSS de las cajas y mineral: RSS es un parámetro definido por UBC como la

división del Esfuerzo a la compresión no confinada entre la Presión máxima in

situ en el punto de estudio. Puede ser Muy baja, baja, Moderada, Alta, Muy

alta.

Para el caso del Ore Body Vasconia la información que se ingresó es la

siguiente:

a. Forma: Tabular.

b. Plunge: Alto.

c. Potencia: Mediano.

d. Buzamiento: Alto.

e. Longitud: menor de 100 m.

f. RMR de las cajas y mineral: Alto.

g. RSS de las cajas y mineral: Baja.

Con esta información se obtiene el siguiente gráfico 1:

2

DEFINICIÓN DEL TIPO DE EXPLOTACIÓN EN ORE BODY VASCONIA

Method Shape Plunge

Thicknes

s Grades Depth

RMR

Ore

RMR

HW

RMR

FW

RSS

Ore

RSS

HW

RMR

FW Total

Open Pit 2 1 3 2 0 3 4 4 3 4 4 30

Block Caving 2 4 0 2 3 0 2 2 1 2 2 20

Sublevel

Stoping 4 4 3 3 4 4 4 3 4 4 3 40

Sublevel

Caving 4 4 0 2 2 1 2 3 3 2 2 25

Longwall 4 -49 0 0 2 2 3 0 2 2 0 -34

Room and

Pillar 4 -49 1 0 3 5 5 0 3 2 0 -26

Shrinkage

Stoping 4 4 0 2 3 3 4 3 3 3 3 32

Cut and Fill 4 4 4 4 3 3 3 2 3 4 3 37

Top Slicing 2 0 0 1 1 1 3 2 1 2 1 14

Square Set 1 2 2 3 1 0 0 0 1 1 0 11

3

Input Data

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Final Results UBC Mining Method Selector

1

Sublevel

Stoping 40                  

2 Cut and Fill 37

Mining Method Selector Algorithm

developed by:        

3

Shrinkage

Stoping 32

Miller-Tait, L., Pakalnis, R. and Poulin, R., (1995), UBC Mining Method

Selection,  

4 Open Pit 30

4th Int'l. Symp. on Mine Planning & Equipment Selection, Calgary, 31 Oct-3 Nov,

1995, pp. 163-168.

5

Sublevel

Caving 25                  

6 Block Caving 20 Excel and Visual Basic Implementation by:        

7 Top Slicing 14

Jeff Breadner (1999).

(jbreadner@yahoo.com)        

8 Square Set 11                  

9

Room and

Pillar -26 Original Idea:              

10 Longwall -34 Nicholas, D. (1992) SME Mining Engineering Handbook, 2nd Edition, Volume 2,

4

pg. 2091-2108.

If you have any comments or questions about the excel

implementation of this program,

please contact Jeff Breadner at

jbreadner@yahoo.com

GRAFICO 1: Aplicación del UBC Mining Method Selector. Definición del método de explotación más adecuado.

5

Del gráfico anterior se observa que los métodos más convenientes son:

a. CORTE Y RELLENO ASCENDENTE, con 100% de posibilidades.

b. SUBLEVEL STOPING: Con un 75% de posibilidades.

De los métodos anteriormente propuestos se escoge el SUBLEVEL STOPING,

por las siguientes razones adicionales:

1. Permite un mayor nivel de explotación al ser un método masivo.

2. Bajos costos.

3. Alta Productividad.

Para determinar los parámetros de explotación: Altura de minado, sostenimiento

a instalar, tiempos de autosoporte y ubicación de labores de extracción se

utilizó el “Método Gráfico de Estabilidad”.

2. TEORÍA DEL MÉTODO GRÁFICO DE ESTABILIDAD

El análisis se ha realizado utilizando el Método Gráfico de Estabilidad, tal como

aparece en la publicación hecha por Hoek E, Kaiser P, Bawden W. en Support

of Underground Excavations in Hard Rock – 1993. Este método fue desarrollado

por Potvin (1988), Potvin y Milne (1992) y Nickson (1992), siguiendo los trabajos

iniciados por Mathews et. al. (1981). La versión actual de este método, basado

en el análisis de más de 350 casos de minas canadienses, toma en cuenta los

principales factores de influencia del diseño de tajeos. Información sobre la

estructura y resistencia del macizo rocoso, los esfuerzos alrededor de la

excavación, y el tamaño, forma y orientación de la excavación, es utilizada para

determinar si el tajeo es estable sin sostenimiento, o con sostenimiento, o

inestable aún con sostenimiento. El método también es adecuado para el

dimensionamiento del sostenimiento con cablebolt.

En forma muy resumida, el método se basa en el cálculo de dos factores: N’ y

S. El primero de ellos es el Número de estabilidad modificado y representa la

habilidad del macizo para permanecer estable bajo unos determinados

6

esfuerzos y el segundo el es Factor de Forma o Radio Hidráulico que toma el

tamaño y forma del tajeo.

El Número de estabilidad N’ se define como:

N’= Q’ x A x B x C

Donde: Q’ es el Índice de Calidad Tunelera Q modificado.

A es el factor de esfuerzos en la roca.

B es el factor por ajuste de orientación de las juntas

C es el factor de ajuste gravitacional.

El Factor de Forma o Radio Hidráulico S, para la superficie del tajeo estudiado

se obtiene dividiendo el área de la sección transversal de la superficie analizada

entre el perímetro de la superficie analizada.

Utilizando los valores del Número de Estabilidad N’ y el Radio Hidráulico S, se

puede determinar la estabilidad de un tajeo a partir del gráfico de estabilidad.

3. ESTRUCTURA DEL MACIZO ROCOSO

La información requerida para el presente estudio fue tomada por el Área de

Geomecánica y el Departamento de Geología de CMASA, siendo esta

información la siguiente:

Mapeo geomecánico de la galería 5421 n-s, el mismo que contiene la

delimitación de los dominios estructurales, basado en la calidad de la roca del

macizo (q, rmr y gsi).

Mapeo geológico de la galería 5421 n-s y el crucero 5382 e (ver plano 1) del

nivel 3660.

Logueo geomecánico y geológico de los taladros diamantinos que han

cortado la secuencia que la que se ubica la estructura mineralizada.

7

Líneas de detalle en el Ore Body. El análisis de esta información se ha

realizado con el programa DIPS, determinándose tres sistemas de fracturas

siendo el principal 218º/81º, tal como se observa en la figura Nº 1.

FIGURA Nº 1

8

4. MODELAMIENTO GEOLÓGICO

Se ha realizado teniendo en cuenta los sondajes diamantinos realizados. En el

gráfico 2 se observa el Modelamiento geológico:

GRÁFICO 2: Modelamiento Geológico del Ore Body Vasconia

5. MAPEO GEOMECÁNICO

Se ha realizado teniendo como base las tablas geomecánicas de la Mina

Atacocha. EN el gráfico adjunto se aprecia el mapeo Geológico del Ore Body

Vasconia en el nivel 3660.

9

6. CLASIFICACIÓN Q’

El Índice de Calidad Tunelera modificado Q’ se calcula de la misma forma que

el Índice de Calidad de la roca Q (Barton et. al. 1974) estándar, con la variante

que el factor de esfuerzos SFR se le da el valor de 1.00. El método no ha sido

aplicado en condiciones con agua subterránea significativa, por lo que el factor

por agua Jw es 1.00. En el caso de este stope el agua no es muy significativa.

El Índice de Calidad Tunelera modificado Q’ se determina de la siguiente forma:

Q’= (RQD/Jn )x (Jr/Ja).

El RQD de la zona varÍa entre 65% y 75%, siendo los valores más bajos en las

zonas de falla y los más altos, en las cajas.

El valor Jn, según el análisis de fracturas realizado, arroja un dato de 9 para la

zona central del O.B. y las cajas.

El valor de Jr para las cajas va de 2 a 3 y para el mineral es 3.

Los valores de Ja varían entre 1 y 2 para el cuerpo mineralizado y las cajas.

10

Se debe tener en cuenta que los datos obtenidos corresponden a una parte

pequeña del cuerpo mineralizado por lo que se debe de actualizar esta

información constantemente y a medida que se avance con el minado.

Los valores medidos de Q’ son los siguientes:

Ubicación Q’

Ore Body 11.7

Cajas del mineral 12.5

CUADRO 1: Valores de Q’

7. FACTOR DE ESFUERZOS EN LA ROCA

El factor de esfuerzos en la roca A, determina los esfuerzos que actúan sobre

las caras libres del stope abierto en profundidad. Este factor se determina a

partir de la resistencia compresiva no confinada de la roca intacta “σc” y el

esfuerzo actuante paralelo a la cara expuesta del stope bajo consideración “σ1”.

El Factor de esfuerzo en la roca A, es por lo tanto determinado a partir de la

relación σc / σ1 (resistencia de la roca intacta a esfuerzo compresivo inducido)

sobre el borde de la abertura:

Para σc / σ1 < 2 A = 0.1

Para 2 < σc / σ1 < 10 A = 0.1125 x (σc / σ1) – 0.125

Para σc / σ1 > 10 A = 1.0

En la figura 2, se da un gráfico del factor de esfuerzo en la roca A, para

diferentes valores de σc / σ1.

11

En el Cuadro 2 se observa los datos de los Parámetros de resistencia de la roca

intacta.

Ubicación σc - MPa mi

Zona mineralizada 80 12

Cajas del mineral 110 15

Cuadro 2: Parámetros de resistencia de la roca intacta

En el cuadro 3 se tiene los datos de las propiedades del macizo rocoso:

Ubicación RMR Densi.

MN/M3

mu Su

x 10-3

md Sd

x 10-4

E

MPa

V

Poisson

O. B Vasconia 60 0.035 5.137 0.035 0.7595 0.0067 23714 0.1

Cajas del mineral 65 0.030 3.438 0.020 0.985 0.0029 31623 0.1

Cuadro 3: Propiedades de la masa rocosa

La calidad de la masa rocosa, expresada en términos de RMR (Bieniawski,

1989), corresponde a los valores obtenidos de la información obtenida del

terreno. Los valores de densidad son los obtenidos por laboratorio de planta

12

concentradora, los valores de “m” y “s” no disturbadas (u) y disturbadas (d), han

sido calculadas aplicando el criterio de Hook&Brown (1980). El módulo de

deformación “E”, se estimó aplicando el criterio de Serafim&Pereira (1983) y la

relación de Poisson v según la experiencia y la tabla 8.4 de la publicación de

Hoek E, Kaiser P, Bawden W. en Support of Underground Excavations in Hard

Rock – 1993, Pág. 112.

Los esfuerzos in-situ fueron calculados utilizando el concepto de carga

litostática, en el cual el esfuerzo vertical es:

σv = γz; donde : γ es el peso unitario de la roca sobreyacente.

z es la profundidad debajo de la superficie.

El esfuerzo horizontal se calcula de la siguiente manera:

σh = k σv = kγz, donde k es la constante de Sheorey (1994), se calcula de la

siguiente manera:

k = 0.25 + 7Eh( 0.001 + 1/z); donde Eh es el módulo de deformación horizontal

promedio de la masa rocosa de la superficie y se da en GPa.

De lo anteriormente expuesto se ha determinado que los valores de los

esfuerzos para el stope 546, son:

Esfuerzos in-situ MPa

Vertical σv 15.1

Horizontal σh 10.6

Constante k 0.7

Cuadro 4: Esfuerzos in-situ

Con los datos obtenidos del cuadro 3 se determinan los esfuerzos compresivos

inducidos en el techo del tajeo y en las cajas, los mismos que se presentan en

el siguiente cuadro

13

Esfuerzos en techo del tajeo σ1 - MPa Esfuerzos en hastíales del tajeo σ1 - MPa

16.19 6.715

Cuadro 5: Esfuerzos compresivos inducidos

Con los datos del cuadro 2 y del cuadro 5, obtenemos la relación σc/σ1,

obteniéndose el valor de A, el mismo que se observa en el siguiente cuadro:

Techo del tajeo Valor de “A” Hastíales del tajeo Valor de “A”

5 0.431 3 0.243

Cuadro 6: Relación de σc/σ1 y valores de “A”.

8. FACTOR DE AJUSTE POR ORIENTACIÓN DE LOS SISTEMAS DE

DISCONTINUIDADES

El ajuste por orientación de los sistemas de discontinuidades B, toma en cuenta

la influencia de éstas sobre la estabilidad de las caras del tajeo. Muchos casos

de fallas estructuralmente controladas ocurren a lo largo de las discontinuidades

críticas, las cuales forman un pequeño ángulo con la superficie libre. Mientras el

ángulo entre la discontinuidad y la superficie sea más pequeño, será mas fácil

que el puente de roca intacta, mostrada en la figura 3, se rompa por efecto de la

voladura, esfuerzos o por otro sistema de discontinuidades. Cuando el ángulo θ

se aproxima a 0, ocurre un ligero incremento de la resistencia, desde que los

bloques de roca diaclasada actúan como una viga o losa. La influencia de las

discontinuidades críticas sobre la estabilidad de superficie de la excavación, es

más alta cuando el rumbo es paralelo a la superficie libre, y es más pequeña

cuando los planos son perpendiculares entre sí. El factor B que depende de la

diferencia entre la orientación de la discontinuidad crítica y cada cara del stope,

puede ser determinado a partir del diagrama reproducido en la figura 4.

En el caso del stope 546, el sistema de fractura para la zona mineralizada y

para las cajas es el mismo y se puede observar en la figura 1. En el siguiente

cuadro se observa las discontinuidades críticas, su diferencia en el rumbo,

diferencia en el buzamiento y el valor B respectivo.

14

Ubicación Sistema de

discontin.

Diferencia en

rumbo

Diferencia en

buzam.

Valor de

“B”

Techo - Mineral S45ºE/84SW 5 01 0.3

Cajas S45ºE/84SW 5 01 0.3

Cuadro 7: Discontinuidades críticas y valores de “B”

Figura 3: Orientación de la discontinuidad crítica con respecto al la superficie de la excavación

(según Potvin, 1988)

15

Figura 4: Factor de ajuste B, que toma en cuenta la orientación de las discontinuidades con respecto a la

superficie del tajeo (según Potvin, 1988)

9. FACTOR DE AJUSTE POR EFECTO DE LA GRAVEDAD

El factor “C”, es un ajuste por efecto de la gravedad. La falla del terreno puede

ocurrir desde el techo debido a caídas inducida por la gravedad o, desde las

paredes del stope, debido a lajamientos o deslizamientos.

Potvin (1988), sugirió que tanto las fallas inducidas por gravedad como las fallas

por lajamiento, dependen de la inclinación de la superficie del tajeo α. El factor

C para estos casos puede ser calculado a partir de la relación C = 8 – 6Cos α,

o determinado a partir del diagrama graficado en la figura 5. Este factor tiene un

valor máximo de 8 para paredes verticales y un valor mínimo de 2 para techos

horizontales de stopes.

16

Las fallas por deslizamiento dependerán de la inclinación β de la discontinuidad

crítica, y el factor de ajuste C, es dado en la figura 6.

El factor C toma en cuenta la influencia de la orientación del tajeo. Realizando

una comparación de la geometría del stope 546 con las figura 5 y 6, se puede

observar que éste fallaría en lajas o pandeamiento de la caja techo y por caídas

de bloques en el techo de la labor.

Inclinación de la superficie del tajeo α

Figura 5: Factor de ajuste por gravedad C, para caídas por gravedad y lajamientos. Según Potvin

(1988).

17

Figura 6: Factor de ajuste por gravedad C, para modos de falla por deslizamiento. Según Potvin

(1988).

Los factores de ajuste por gravedad, serían C = 3.5 para el techo del tajeo y C =

2.8 para las paredes del tajeo.

10. EL MÉTODO GRÁFICO DE ESTABILIDAD

Según el procedimiento de método señalado en el ítem 1 y utilizando los datos

desarrollados previamente, se ha calculado el Número de Estabilidad N’ para el

techo y la caja techo del stope 546. Los resultados se presentan en el siguiente

cuadro:

Ubicación Q’ A B C N’

Techo - Mineral 11.7 0.431 0.3 3.5 5.28

Cajas techo 16.7 0.243 0.3 2.8 3.41

Cuadro 8: Número de estabilidad N’

Según la figura 7, para los valores de N’ determinados, los correspondientes

valores del Radio Hidráulico S para tener stopes estables sin sostenimiento son:

Ubicación Radio Hidráulico S

Techo - Mineral 4.5

18

Cajas techo 4.0

Cuadro 9: Radio hidráulico para tajeos estables sin sostenimiento

Figura 7: Gráfico de estabilidad que muestra zonas de terreno estable, terreno hundible y terreno

con requerimiento de sostenimiento. Según Potvin (1988), modificado por Nickson (1992).

Conociéndose el Radio Hidráulico, la potencia del cuerpo (varia de 3.5 a 5 m), y

la altura del tajeo el diseño está basado en definir la tercera dimensión del

mismo. Asumimos que la longitud del tajeo comprende la potencia del cuerpo,

por lo tanto hablar de la potencia del cuerpo o longitud del tajo es lo mismo. La

tercera dimensión es el ancho del tajeo, es decir la dimensión en el rumbo del

cuerpo mineralizado.

En los cuadros 10 y 11 se presentan los valores del Radio Hidráulico asociado a

las dimensiones. Las dimensiones del tajeo en planta (longitudes-Potencia del

ore body y anchos), señaladas en el cuadro 10, consideran una altura de tajeo

de 18 m.

Potencia del cuerpo mineralizado o longitud del

tajeo (metros)

Ancho del tajeo

(metros)

19

3.5 30

5.5 25

7.5 20

9.5 15

Cuadro 10: Ancho del tajeo, Caso Radio Hidráulico para el techo del stope.

Altura del tajeo (metros) Ancho del tajeo

(metros)

30 3.5

27 5.5

24 7.5

21 9.5

Cuadro 11: Ancho del tajeo: Caso Radio Hidráulico para la caja techo del stope.

Del cuadro 10 se deduce que el techo del tajeo nos permite realizar aberturas a

lo largo del rumbo del cuerpo que varían entre 30 a 15 m. dependiendo de la

potencia del O.B. Si la potencia del cuerpo es de 9.5 m. máximo se puede abrir

15.0 m., y para la mínima potencia del O.B que es 3.5 m. el ancho máximo debe

ser de 30.0 m. La caja techo del stope, ver cuadro 11, no permite alturas

mayores a 30.0 m. para un ancho de 9.5 m., esto quiere decir que para anchos

mayores se debe de sostener todo el stope.

11. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES

20

El método mas apropiado para la explotación del Ore Body Vasconia, entre

los niveles 3660 y 3720 es el Sublevel stoping, debido principalmente, a la

buena calidad de la roca caja presente.

Las aberturas recomendadas son las siguientes:

- Altura: 30 m.

- Largo: 15 m.

- Ancho: según la potencia del mineral.

Se debe de realizar un pre-refuerzo con cable bolt, para lo cual se realizará

el análisis respectivo.

Los sub-niveles deben de estar bien sostenidos con concreto lanzado y

pernos split set o swellex, antes de iniciar la perforación de los taladros largos.

El minado se debe de realizar por paneles con las dimensiones dadas

anteriormente, minando en una primera etapa los paneles impares,

rellenándolas y luego minar los paneles pares.

Realizar una evaluación económica que determine si es factible el uso del

“rock fill”, en una proporción detritus/cemento de 1/20-25; ya que por las

dimensiones de los paneles y la propuesta de minado que se presenta se

necesita tener una pared estable cuando se van a minar los paneles pares.

21