tesis juan carlos arce pino mallas de extraccion
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8/17/2019 Tesis Juan Carlos Arce Pino Mallas de Extraccion
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UNIVERSIDAD DE SANTIAGO DE CHILE
FACULTAD DE INGENIERIA
DEPARTAMENTO DE INGENIERIA EN MINAS
DIMENSIONAMIENTO DE DISTANCIAS ENTRE PUNTOS DE EXTRACCION Y
NIVELES DE PRODUCCION - SOCAVACION PARA METODO PANEL CAVING EN
ROCA PRIMARIA MINA EL TENIENTE
TRABAJO DE TITULACION PRESENTADO EN
CONFORMIDAD A LOS REQUISITOS PARA OBTENER
EL TITULO DE INGENIERO CIVIL EN MINAS
PROFESOR GUIA: SR. EDUARDO CONTRERAS.
TUTOR DIVISION EL TENIENTE: SR. PATRICIO CAVIERES.
JUAN CARLOS ARCE PINO
2002
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Dedico este trabajo a toda mi familia, que de
alguna u otra forma hicieron posible llegar al
final del camino, en especial a mis padres y
hermanos.
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AGRADECIMIENTOS
A través de estas líneas quisiera manifestar mis más sinceros agradecimientos a todas aquellas personas
que de alguna u otra forma ayudaron a la realización de este trabajo de titulación.
En primer lugar quiero agradecer a mis padres y hermanos, que han sido un pilar muy importante de
apoyo, cuya ayuda fue muy importante para la materialización de este trabajo.
También, quiero agradecer al personal de la Superintendencia Planificación Minero Metalúrgica,
específicamente a las áreas Ingeniería de Rocas y Diseño Minero, cuyas personas me acogieron y
brindaron su apoyo, para llevar a cabo con éxito cada una de las partes de este trabajo.
En forma particular quiero dar mis sinceros agradecimientos a las siguientes personas: Sr. Patricio
Cavieres R., Area Ingeniería de Rocas, Codelco El Teniente; Sr. José Alvial, Area ProgramaciónProducción Mina, Codelco El Teniente; Sr. Osvaldo Pasten M., Area Perforación y Tronadura, Codelco El
Teniente; Sr. Osvaldo Pasten V., Area Diseño Minero, Minmetal; Sr. Federico Wellmann, Area Proyectos
Especiales, Codelco El Teniente; entre otras personas.
Además a mi profesor guía Sr. Ing. Eduardo Contreras M., quien me aconsejó y orientó durante el
desarrollo de este trabajo de Memoria.
Juan Carlos Arce Pino
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RESUMEN
El presente trabajo consiste en el dimensionamiento y/o parametrización de las Mallas de Extracción para
el método Panel Caving, específicamente en roca primaria. Donde se determina en primer lugar, la
distancia entre los Puntos de Extracción y en segundo lugar la distancia entre los niveles de Producción y
Socavación (Hundimiento).
La distancia entre los puntos de extracción se determina a través de cuatro etapas de análisis y estudio,
las cuales son:
1. Análisis de las teorías de Flujo gravitacional que existen para determinar el radio del Elipsoide de
Extracción asociado a una determinada calidad de macizo rocoso.
2. Evaluación de las distribuciones geométricas de elipsoides de extracción, para determinar desde un
punto de vista técnico aquellas más adecuadas.3. Evaluación técnica de los tipos de mallas de extracción que existen, analizando aquellas que se
podrían aplicar en Panel Caving, para establecer el tipo de malla más adecuado.
4. Operativización de la malla de extracción, considerando aspectos operacionales y las dimensiones de
los equipos LHD a utilizar, para determinar la distancia final entre los puntos de extracción.
Se ha establecido que la distancia final entre los puntos de extracción depende del radio del elipsoide, del
grado de interacción entre elipsoides y del largo de los equipos LHD. Así, para las mallas de extracción
de grandes dimensiones (17 x 20 m), resulta más conveniente el uso de equipos LHD grandes (13 yd3).
Por el contrario para mallas pequeñas (15 x 17.32 m), resulta más conveniente el uso de equipos LHDpequeños (6 yd
3).
La determinación de la distancia entre los niveles de producción y socavación (hundimiento), se realiza
mediante la parametrización de las geometrías de las bateas utilizadas para cada una de las variantes de
Panel Caving. Es así como para la variante Hundimiento Convencional se tiene un tipo de batea especial,
cuya construcción se hace en dos etapas, la primera desde el nivel de producción y la segunda desde el
nivel de hundimiento. Y para el caso de las variantes Hundimiento Previo y Hundimiento Avanzado, se
utiliza un tipo de batea construida íntegramente desde el nivel de producción (Batea Tipo Esmeralda).
La distancia entre los niveles de producción y hundimiento, así como la altura del Crown Pillar dependen
de la geometría final de Batea.
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INDICE GENERAL
AGRADECIMIENTOS
RESUMEN
CAPITULO Nº 1
INTRODUCCION 1
1.1.- Generalidades. 1
1.2.- Objetivos. 2
1.3.- Importancia del Estudio y Limitaciones. 2
1.4.- Metodología de Trabajo. 3
CAPITULO Nº 2
ANTECEDENTES GENERALES DE LA MINA EL TENIENTE 5
2.1.- Introducción. 5
2.2.- Reseña Histórica. 5
2.3.- Ubicación. 6
2.4.- Clima. 9
2.5.- Tipo de Yacimiento. 9
2.6.- Geometría del Yacimiento. 10
2.7.- Geología y Génesis del Yacimiento. 12
2.7.1.- Geología Local. 122.7.2.- Litología. 12
2.7.3.- Estructuras. 14
2.8.- Alteración y Mineralización. 17
2.8.1.- Proceso de Alteración. 17
2.8.2.- Descripción de la Mena. 19
2.8.2.1.- Mena Primaria. 19
2.8.2.2.- Mena Secundaria. 20
CAPITULO Nº 3
CARACTERIZACION GEOTECNICA - GEOMECANICA 21
3.1.- Generalidades. 21
3.2.- Sistema de Clasificación del Macizo Rocoso. 21
3.3.- Caracterización de la Roca Intacta. 22
3.4.- Evaluación del efecto de Escala. 24
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3.5.- Caracterización del Macizo Rocoso. 25
3.6.- Campo de Esfuerzos. 26
3.7.- Sistemas de Fortificación. 28
3.8.- Variables de Planificación Geomecánica. 29
3.9.- Altura de Columna en Roca Primaria. 31
CAPITULO Nº 4
METODOS DE EXPLOTACION - RECURSOS - PROCESO PRODUCTIVO 33
4.1.- Métodos de Explotación. 33
4.1.1- Introducción. 33
4.1.2.- Block Caving con Sistema Buitras. 35
4.1.3.- Block Caving con Sistema Scrapers. 37
4.1.4.- Panel Caving Hundimiento Convencional. 384.1.4.1.- Panel Caving Traspaso Vía LHD. 38
4.1.4.2.- Panel Caving Martillos Picadores en el Punto de Extracción. 40
4.1.4.3.- Panel Caving con Forzamiento. 41
4.1.5.- Panel Caving Hundimiento Previo. 42
4.1.6.- Panel Caving Hundimiento Avanzado. 43
4.1.7.- Conclusiones sobre Métodos de Explotación. 46
4.2.- Recursos Minerales en Mina El Teniente. 47
4.2.1.- Muestreo. 47
4.2.2.- Manejo de la Información. 484.2.3.- Categorización de Recursos Vigentes. 49
4.2.4.- Clasificación Económica de los Recursos. 50
4.3.- Proceso Productivo División El Teniente. 52
CAPITULO Nº 5
FLUJO GRAVITACIONAL DE PARTICULAS 56
5.1.- Introducción. 56
5.2.- Parámetros que inciden en el Flujo Gravitacional. 57
5.3.- Teorías de Flujo Gravitacional de Partículas. 58
5.3.1.- Teoría de Richardson (1981) 58
5.3.2.- Teoría de Brown y Hawksley (1946) 60
5.3.3.- Teoría de Janelid y Kvapil (1966). 61
5.3.4.- Flujo Másico. 67
5.3.5.- Flujo Gravitacional para puntos de extracción adyacentes. 69
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5.3.5.1.- Superposición de elipsoides de Tiraje. 69
5.3.5.2.- Teoría del Tiraje Interactivo D. Laubscher (1981). 71
5.3.6.- Estudios Recientes (Susaeta - Díaz). 75
5.4.- Análisis de las teorías de Flujo Gravitacional. 79
5.4.1.- Aporte de las teorías de Flujo. 79
5.4.2.- Comparación de las teorías de Flujo Gravitacional. 80
5.5.- Conclusiones teorías de Flujo Gravitacional. 83
CAPITULO N° 6
DIAMETRO DEL ELIPSOIDE DE EXTRACCION. 84
6.1.- Marco Teórico. 84
6.1.1.- Caracterización Geomecánica del Macizo Rocoso. 85
6.1.2.- Proceso de Fragmentación de la Roca. 866.1.3.- Descripción de la Mena Primaria. 87
6.1.4.- Ancho del Punto de Extracción. 90
6.2. Metodología para determinar el Diámetro del Elipsoide. 91
6.3. Aplicación de la Metodología a un Caso Particular. 95
6.3.1.- Desarrollo. 95
6.3.2.- Análisis de Resultados. 98
6.4.- Conclusiones sobre el Diámetro del Elipsoide. 99
CAPITULO N° 7
DISTRIBUCION GEOMETRICA DE ELIPSOIDES DE EXTRACCION. 100
7.1.- Introducción. 100
7.2.- Configuraciones Básicas de Elipsoides. 101
7.2.1- Configuración de Malla Cuadrada. 101
7.2.2- Configuración de Malla Triangular. 102
7.2.3- Configuración de Malla Mixta. 103
7.3.- Variantes de Configuraciones de Elipsoides. 104
7.4.- Criterios Geométricos de Comparación. 111
7.5.- Evaluación Geométrica a un Caso Particular. 115
7.6.- Análisis de Resultados. 117
7.7.- Conclusiones Distribución Geométrica de Elipsoides. 119
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CAPITULO N° 8
DISEÑO DE LA MALLA DE EXTRACCION Y OPERATIVIZACION 121
8.1.- Diseño Malla de Extracción. 121
8.1.1- Definición de Conceptos. 122
8.1.2.- Tipos de Mallas de Extracción. 124
8.1.2.1.- Malla Cuadrada. 125
8.1.2.2.- Malla Tipo Teniente. 127
8.1.2.3.- Malla Tipo Henderson. 130
8.1.3.- Selección del Tipo de Malla de Extracción. 134
8.1.4.- Análisis de Resultados. 138
8.1.5.- Conclusiones y Recomendaciones Diseño Malla de Extracción. 141
8.2.- Operativización de la Malla de Extracción. 142
8.2.1.- Introducción. 142
8.2.2.- Equipo de Carguío. 1428.2.2.1.- Tipos de equipo LHD. 143
8.2.2.2.- Selección tipo de equipo LHD. 146
8.2.2.3.- Benchmarking de equipos LHD. 147
8.2.3.- Sección de Galerías. 149
8.2.4.- Cálculo Largo de Zanja. 150
8.2.5.- Criterios de Comparación de Mallas de Extracción. 152
8.2.6.- Operativización de las Mallas Caso Particular. 153
8.2.6.1.- Mallas de Extracción para Análisis. 153
8.2.6.2.- Mallas de Extracción Operativizadas. 1558.2.6.3.- Cálculo de Indices Geométricos. 157
8.2.6.4.- Análisis de la Operativización. 157
8.2.6.5.- Conclusiones Operativización Malla de Extracción. 161
CAPITULO N° 9
DISEÑO DE BATEAS Y CROWN PILLAR. 162
9.1.- Análisis conceptual de Bateas. 162
9.2.- Diseño de Bateas. 167
9.2.1.- Criterio de Diseño de Bateas. 168
9.2.2.- Restricciones al Diseño de Bateas. 169
9.2.3.- Metodología de Diseño de Bateas. 170
9.2.4.- Diseño de Batea Perfil A-A. 171
9.2.5.- Diseño de Batea Perfil B-B. 176
9.3.- Análisis conceptual del Crown Pillar. 178
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9.3.1.- Criterios de Diseño del Crown Pillar. 179
9.3.2.- Benchmarking de los Crown Pillar. 179
9.3.3.- Problemas asociados al Crown Pillar. 180
9.4.- Análisis e Historia de las Bateas. 181
9.4.1.- Evolución de los Diseños de Bateas. 181
9.4.2.- Clasificación de Bateas. 182
9.4.3.- Análisis de los Tipos de Bateas. 183
9.5.- Diseño de Bateas y Crown Pillar (Aplicación Caso Particular). 187
9.5.1.- Batea para Hundimiento Convencional. 187
9.5.2.- Análisis de resultados Batea para Hundimiento Convencional. 193
9.5.3.- Batea para Hundimiento Previo y Avanzado. 195
9.5.4.- Análisis de resultados Batea para Hundimiento Previo y Avanzado. 202
9.6.- Conclusiones Diseño de Bateas y Crown Pillar. 203
CAPITULO Nº 10
CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES GENERALES 204
10.1.- Conclusiones 204
10.2- Recomendaciones 206
REFERENCIAS BIBLIOGRAFICAS 208
ANEXOS ANEXO A: Unidades Litológicas.
ANEXO B: Control de Dilución.
ANEXO C: Clasificación Geomecánica Laubscher 1990.
ANEXO D: Ejemplos de Mallas de Extracción.
ANEXO E: Galerías Nivel de Producción y Tablas Operativización.
ANEXO F: Voladura de Bateas y Altura de Socavación.
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CAPITULO Nº 1.- INTRODUCCION
1.1.- GENERALIDADES
Uno de los objetivos de Codelco Chile es proyectarse en el tiempo como uno de los mayores productores
de cobre a nivel mundial. Para poder lograr dicho objetivo, la División El Teniente debe mantener y/o
aumentar su producción anual de finos. Por lo tanto surge continuamente la necesidad de incorporar
nuevos sectores productivos al proceso, para asegurar el cumplimiento de las metas de producción
programadas.
El paulatino agotamiento de las reservas en roca secundaria, dio paso a la explotación de reservas en
roca primaria, cuya fragmentación es más gruesa. Este cambio provocó un gran quiebre tecnológico,
donde las áreas Geomecánica y Diseño Minero de la División El Teniente tuvieron que dar soluciones
integrales, orientadas al aumento sistemático de las dimensiones de las Mallas de Extracción. Por ellosurgió la necesidad de diseñar labores adecuadas para la recepción de este mineral de fragmentación
más gruesa.
Es importante destacar además, que los nuevos sectores productivos y el futuro de la mina El Teniente,
se encuentran emplazados la mayoría en roca primaria.
El diseño minero es una tarea importante en el desarrollo de la ingeniería de nuevos proyectos, ya que
nos ayuda a determinar a priori la geometría y/o configuraciones de las labores e infraestructuras que
conforman un método de explotación subterráneo. Debido a las dificultades que presenta el diseñominero en el método Panel Caving, más específicamente en el diseño de las Mallas de Extracción, se
hace imprescindible la necesidad de contar con metodologías que ayuden a determinar y mejorar el
diseño de las mallas, asociadas a nuevos sectores productivos.
Bajo este concepto, la Superintendencia Planificación Minero Metalúrgica, plantea la necesidad de contar
con una nueva metodología, que concentre todos los procedimientos y criterios de diseño existentes, en
un solo documento de trabajo. La idea es generar una especie de manual de ayuda que facilite la tarea
del ingeniero proyectista en los estudios de las futuras Mallas de Extracción.
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1.2.- OBJETIVOS
Entre los principales objetivos que se intentan lograr con este trabajo, se pueden mencionar los
siguientes:
• Desarrollar una metodología de trabajo, que permita mejorar y agilizar el diseño minero de las Mallas
de Extracción para el método Panel Caving y sus variantes, específicamente en roca primaria.
• Determinación del dimensionamiento de las distancias entre puntos de extracción en las Mallas de
Extracción. También, se establecerá la distancia existente entre los niveles de Producción y
Hundimiento.
• Generar una herramienta de apoyo, a través de un documento de trabajo que sirva de ayuda y guía
para futuros estudios que se realicen en la División El Teniente, en lo referente al diseño de nuevasMallas de Extracción.
1.3.- IMPORTANCIA DEL ESTUDIO Y LIMITACIONES
La determinación del diseño de las Mallas de Extracción, hasta ahora se hace en base a la experiencia
adquirida en otros sectores productivos y con la asesoría de consultores expertos en la materia. De esta
forma queda en evidencia la necesidad de contar con una metodología de diseño integral, que ayude a
simplificar esta tarea y la cual permita un mejor aprovechamiento de los recursos humanos y económicos,destinados al diseño de las Mallas de Extracción para Panel Caving.
Una de las desventajas de no contar con una metodología como esta, es el mayor tiempo destinado a la
búsqueda del marco teórico y técnico que avale el diseño de las Mallas de Extracción. Al disponer de una
metodología se optimizará el tiempo de trabajo, se sabrá con certeza la información de entrada requerida,
los criterios de diseño y cálculos posibles de utilizar, para cada una de las Mallas de Extracción que se
pretenda diseñar.
Dado lo complicado que resultaría abordar todo el desarrollo del método Panel Caving, es que el
presente trabajo posee las siguientes limitaciones:
• Este estudio está limitado sólo a la roca primaria, por lo cual esta metodología sólo podrá ser
aplicada a sectores de la mina donde exista este tipo de roca.
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• El estudio comprenderá la zona existente entre los niveles de producción y hundimiento del método
Panel Caving, en las variantes Hundimiento Convencional, Hundimiento Previo y Hundimiento
Avanzado.
• Con respecto a la información de entrada requerida, sólo se hará referencia a la fuente de
información que dio origen a ella, como informes internos, planos u otros.
• Este estudio está restringido a una etapa de ingeniería conceptual, donde calidad de la información
corresponderá a este nivel de ingeniería.
• En este estudio no se contemplará una evaluación económica, pues el trabajo será restringido a una
evaluación sólo de carácter técnico.
1.4.- METODOLOGIA DE TRABAJO
Para cristalizar los objetivos planteados en este trabajo, deberán realizarse las siguientes tareas y
actividades:
• Recopilación de información bibliográfica, tales como: características geomecánicas del Macizo
Rocoso, Granulometría, teorías de Flujo Gravitacional, Distribuciones de Elipsoides de Extracción,
equipos de carguio LHD utilizados, tipos de mallas de extracción, tipos de Bateas, distancias entre
niveles de producción y hundimiento, alturas de Crown Pillar.
• Visitas a terreno a los distintos sectores productivos, para familiarizarse con la operación y establecer
un reconocimiento de las mallas de extracción en el nivel de producción.
• Elaboración de los criterios de diseño, asociados a cada uno de los pasos pertinentes a esta
metodología, mediante un análisis exhaustivo de la información recabada.
• Determinación del diámetro del Elipsoide de Extracción de la roca primaria, asociado a un sector
cualquiera de la mina. El diámetro del elipsoide es la base para el diseño de la Malla de Extracción.
• Selección de la configuración de Elipsoides de Extracción, mediante el estudio y evaluación de las
diversas distribuciones geométricas que existen.
• Diseño minero de la Malla de Extracción teórica. A la distribución de elipsoides seleccionada, se le
incorpora el trazado de las calles de producción y galerías zanjas, esto origina el concepto de “Malla
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de Extracción”. La Malla de Extracción queda definida con: la distancia entre calles perpendicular a
las calles, la distancia entre zanjas paralela a las calles y el ángulo calle/zanja.
• Operativización de la Malla de Extracción, mediante un análisis a los equipos LHD disponibles en el
mercado, así como también a los equipos utilizados en la mina El Teniente, se procede a diseñar la
Malla de Extracción considerando la geometría de los equipos LHD.
• Análisis vertical de la Malla de Extracción. Se debe incorporar la tercera dimensión mediante el
estudio de perfiles verticales. Las labores que definen la sección vertical de las Mallas de Extracción
son: la Batea y el Crown Pillar (Pilar Corona), cuyos diseños deben ser analizados para establecer
estándares válidos de diseño minero (geomecánicos, perforación y tronaduras, operacionales), y de
esta forma parámetrizar las geometrías de la Batea y del Crown Pillar.
•
Aplicación de esta metodología de diseño a un sector particular de la mina El Teniente, que estéemplazado en roca primaría. El caso será aplicado durante el desarrollo de cada una de las etapas
anteriores.
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CAPITULO Nº 2.- ANTECEDENTES GENERALES DE LA MINA EL TENIENTE
2.1.- INTRODUCCION
A poco mas de una hora de la ciudad de Rancagua, en la cordillera de los Andes comuna de Machalí, se
encuentra la mina subterránea de cobre más grande del mundo “El Teniente”, perteneciente a la División
El Teniente, cuyo propietario es el Estado de Chile a través de la Corporación Nacional del Cobre
(Codelco Chile).
Esta mina inició sus operaciones en el año 1905, y desde esa fecha a sido base del desarrollo y bienestar
para la región y una importante fuente de ingresos para el Estado.
Esta mina alcanza una producción anual de 340 mil toneladas de cobre fino y de 2 mil toneladas de
concentrado de molibdeno, que tienen como principal destino abastecer mercados internacionales.
2.2.- RESEÑA HISTORICA
De acuerdo a antecedentes históricos, este yacimiento de cobre fue descubierto por un oficial español
fugitivo en los años 1800, siendo los primeros registros de explotación en el año 1819, iniciándose desde
ese año la explotación del yacimiento en forma más o menos continua. El mineral de mayor ley era
escogido a mano y transportado en animales. La zona más importante de explotación estaba en un sector
denominado Fortuna.
Posteriormente, alrededor del año 1900, agotándose las reservas de mineral de alta ley para continuar la
producción, los propietarios contrataron los servicios del Ingeniero de Minas italiano Marcos Chiaponni,
quien inspeccionó el yacimiento y recomendó la instalación de una planta concentradora. Debido a la falta
de recursos de los propietarios, se buscó financiamiento en Europa, sin ningún éxito. En el año 1904 se
interesaron en el yacimiento los empresarios norteamericanos William Braden y E.W. Nash, quienes
fundan la compañía “Braden Copper Company”, la primera compañía propietaria de la mina El Teniente.
Las primeras inversiones contemplaron, la construcción de un camino para carretas y una planta
concentradora de minerales. Entre los años 1906 y 1911 se construyó el ferrocarril entre Rancagua y el
campamento minero de Sewell. Durante ese período de tiempo, los concentrados de cobre eran enviados
en carretas al pueblo de Graneros. En 1908 el “Grupo Guggenhein” tomó el control de la propiedad y
aumentó la capacidad de la planta concentradora. En 1915 la “Kennecott Copper Corporation” adquirió
los derechos de la compañía. Donde por ese entonces, el Concentrador de Sewell llegó a procesar hasta
36 mil toneladas diarias de mineral proveniente de la mina.
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En Abril del año1967, el estado de Chile adquiere a la “Kennecott Copper Corporation” el 51% de la
propiedad del yacimiento, constituyéndose la “Sociedad Minera El Teniente”. Bajo este convenio, a contar
del año 1970 se materializó una gran expansión de la mina en conjunto con la construcción de una nueva
planta concentradora en Colón aumentando la producción total a 63.000 toneladas de mineral por día.
Según una Reforma Constitucional, el 11 de Julio de 1971 la mina El Teniente pasa a ser propiedad del
estado de Chile. Y finalmente el año 1976, se forma la “Corporación Nacional del Cobre” (CODELCO), de
la cual forma parte División El Teniente.
Hoy la producción de la mina bordea las 100 mil (TPD), y se tiene considerado aumentar hasta 126 mil
(TPD) en un futuro plan de expansión. Hasta el año 1975, se habían extraído unas 500 millones de
toneladas de mineral, y entre ese año y 1995 se extrajeron otras 500 millones de toneladas. El plan
minero de los próximos 25 años estima extraer 1400 millones de toneladas, siendo las reservas de cobre
reconocidas de este yacimiento las mayores en el mundo (11000 millones de toneladas).
2.3.- UBICACION (1)
La Mina El Teniente se encuentra ubicada en la Cordillera de los Andes, comuna de Machali, a 50 Km al
Noreste de la Ciudad de Rancagua, provincia de Cachapoal VI Región Chile, en las figuras 2.1, 2.2 y 2.3
se aprecia la ubicación geográfica de la mina.
Las coordenadas geográficas del yacimiento son:
• Latitud: 34º 05' Sur.• Longitud: 70º 21' Oeste.
Las operaciones mineras se ubican una altura media de 2100 m.s.n.m.
Para acceder a la mina, existe una moderna carretera que ofrece gran seguridad y alto estándar, la
denominada “Carretera del Cobre” Pdte Eduardo Frei Montalva. Esta ruta une las localidades de
Rancagua con las instalaciones de Colon Alto, de allí el personal accede a la mina por vía ferrocarril, otra
parte del personal accede a la mina vía carretera hasta la misma mina por el "Tramo 5".
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Figura Nº 2.1 – Ubicación Mina el Teniente
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Figura Nº 2.2 – Mapa Ubicación Mina El Teniente
Figura Nº 2.3 – Fotografía Aérea de la División El Teniente
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2.4.- CLIMA (2) (3)
Si bien las operaciones mineras se encuentran de manera subterránea, donde las condiciones climáticas
del exterior no influyen en el proceso de extracción, si es importante destacar que existen servicios de
apoyo al proceso de extracción minera que se desarrollan en superficie.
El clima predominante en la zona donde se emplaza la infraestructura anexa a la Mina, específicamente
el área de Sewell, corresponde a un Clima Cordillerano, el cual presenta variaciones por efecto de la
altura, que alcanza su máximo en las altas cumbres de la Cordillera de los Andes. Durante un año normal
las precipitaciones alcanzan los 700 mm, y 1400 mm de precipitaciones nivosas. Las temperaturas
medias anuales se encuentran dentro de los 15º C, con variaciones en el día de entre 0.8º C y 25.2º C en
verano, y -9.3º y 24.4º C durante el invierno.
2.5.- TIPO DE YACIMIENTO (1)
El Teniente es un yacimiento del tipo "Pórfido Cuprífero" desarrollado por intrusivos calcoalcalinos en
rocas volcánicas terciarias, asignadas a la Formación Farellones. Tiene forma textural diseminada, ya
que el mineral se distribuye en forma más o menos uniforme en un gran cuerpo de roca.
Dada su forma aproximadamente vertical y su enterramiento, además de consideraciones climáticas, se
explota en forma subterránea. Los minerales económicos presentes son predominantemente súlfuros,
razón por la cual se utiliza el proceso metalúrgico de concentración llamado Flotación. La ausencia demetales preciosos (oro y plata) explica el hecho que no se realice refinación electrolítica en este
yacimiento.
El yacimiento está conformado por un cuerpo central estéril, de geometría similar a un cilindro en posición
vertical, denominado “Pipa” de 1.0 a 1.2 Km de diámetro, rodeado de mineralización en una extensión
radial variable entre 400 y 800 m, la roca predominante es la Andesita, en el lado Norte existe un cuerpo
de extensión Norte - Sur de Dacita y en el lado Sureste un gran cuerpo de Diorita, también existen
pequeñas intrusiones de Diorita en el lado Noreste y Este.
Area Mineralizada: 2 millones de m2
Extensión Vertical: 1800 m desde superficie
Cubierta Estéril: 50 a 150 m de espesor.
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2.6.- GEOMETRIA DEL YACIMIENTO (4)
El cuerpo mineralizado tiene una forma irregular, pero mirado en planta se puede aproximar a la forma de
una media luna y en su disposición espacial tiene la forma de un cilindro vertical, cuyas dimensiones son:
• Largo: 2.5 – 3.0 Km
• Ancho: 1.5 Km en la parte más extensa.
• Alto: Sobre 1 Km.
La mineralización de Cu y Mo se distribuye en la periferia de una chimenea de brecha (Formación
Braden), con una forma de cono invertido de 1000 a 1200 m de diámetro, y contenidos bajos de cobre y
molibdeno. Esta chimenea volcánica o Pipa, no tiene importancia económica y no tiene relación con la
mineralización, ya que se trata de un evento post-mineralización que destruyó parte de la mineralización
que se encontraba consolidada. La Pipa por su ubicación, dimensión y estabilidad es usada para
construir en ella la mayoría de las instalaciones de infraestructuras permanentes tales como: oficinas,talleres mecánicos, salas de chancado, piques de acceso y servicio, y otras. En las figuras 2.4 y 2.5 se
indican los distintos sectores productivos que conforman la Mina El Teniente, además se aprecia en el
centro la Pipa de Brecha.
Figura Nº 2.4 – Sectores Productivos Mina el Teniente y Pipa
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Figura Nº 2.5 – Isométrico de los Sectores Productivos por nivel Mina el Teniente
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2.7.- GEOLOGIA Y GENESIS DEL YACIMIENTO (4)
2.7.1.- GEOLOGIA LOCAL
El yacimiento El Teniente junto con el pórfido de Río Blanco – Los Bronces (situado a unos 100 Km al
Norte) pertenece a la faja andina del plioceno y constituyen un cluster cronológico y espacial. La
excepcional magnitud de este depósito lo ubica en la categoría de mega-depósito, contrasta la falta de
otros yacimientos porfíricos significativos de similar edad en los Andes Meridionales.
En este tipo de yacimiento se distinguen verticalmente tres zonas típicas de mineralización bien definidas,
las cuales son:
(a) Zona Oxidada o Lixiviada: Está constituida por una serie de minerales oxidados (limonita) sin valor
económico, producto de la lixiviación, meteorización y oxidación de súlfuros primarios de fierro y
cobre. Normalmente se encuentran en superficie cubiertas limoníticas, debido a que el cobre migra,estas cubiertas pueden actuar como indicadores en etapas de exploración minera.
(b) Zona de Enriquecimiento Secundario: El enriquecimiento supérgeno ha elevado la ley del mineral
convirtiendo esta zona en la más importante del yacimiento por sus altas leyes; 1.8% de cobre en
promedio. Los súlfuros secundarios son producto de la migración del cobre desde la parte superior
del yacimiento y se encuentran súlfuros secundarios como la Calcosina y Covelina.
(c) Zona Primaria: Está compuesta por súlfuros primarios de cobre como Calcopirita, Bornita, gangas
de cuarzo, Yeso, Anhidrita, Pirita y Turmalina. También se encuentra Molibdenita en pequeñacantidad, la cual se explota como subproducto. Las alteraciones más importantes son de tipo
Potásica, Sericítica y Propilítica. Las leyes de cobre disminuyen en promedio un 50% con respecto a
las leyes de los súlfuros secundario.
2.7.2.- LITOLOGIA
Las rocas mineralizadas son principalmente, andesitas terciarias que pertenecen a la formación
Farellones. Esta formación está intruida por el pórfido dacítico, pórfido diorítico, diorita, diorita cuarcífera y
además afectadas por alteración hidrotermal potásica. En la parte central del yacimiento se emplaza una
megaestructura denominada Chimenea Braden (diatrema) y posteriormente entorno a esta
megaestructura se emplaza la Brecha Marginal.
La Diorita, Diorita Sewell, está asociada a parte importante de la mineralización e integra un grupo de
cuerpos intrusivos alineados en dirección Norte – Sur, emplazados en rocas de la formación Farellones.
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La Diorita Sewell está constituida principalmente por plagioclasas en una matriz de microlitos de
plagioclasa, cuarzo y feldespato potásico. Esta roca presenta una alteración cuarzo sericítica moderada a
fuerte.
El stock tiene forma irregular y su extensión máxima es de 200 m, aumentando progresivamente en
profundidad. Tiene contactos transicionales y/o brechosos y presenta una costra externa de textura
porfídica, en la que se desarrolla una alteración potásica penetrativa, constituida por fenocristales de
plagioclasa, biotita y anfibola en una masa fundamental, que representa un 30% a 60% en volumen, de
cuarzo, microlitos de plagioclasa y feldespato potásico subordinado.
Por su parte, los apófisis tienen contactos tajantes o brechosos y están caracterizados por una fuerte
silicificación y sericificación en las partes altas, presentando una textura porfídica con alteración potásica
en profundidad.
El pórfido dacítico, al que se denomina Pórfido Teniente, ha sido reconocido en la parte norte del
yacimiento y es el principal responsable de la mineralización. Corresponde a un cuerpo tabular
subvertical de orientación Norte – Sur, con dimensiones máximas reconocidas de 1500 m de longitud y
200 m de potencia (nivel Teniente 6), el cual se encuentra cortado en superficie por la Quebrada
Teniente.
El pórfido dacítico, es una roca porfírica, con 40% a 50% de fenocristales de plagioclasa, cuarzo y biotita,
en una matriz de cuarzo, feldespato potásico y biotita. Presenta una intensidad variable de alteración
cuarzo – sericita. Está emplazado en andesitas, con contactos nítidos, pero de diseño irregular,prolongándose hacia la roca de caja mediante delgadas digitaciones que originan brechas de carácter
intrusivo.
Hacia el sur está truncado por la Chimenea Braden, desarrollándose una brecha de turmalina con clastos
angulosos del pórfido en la zona de contacto. Este intrusivo corresponde a una dacita rica en feldespato
alcalino y pobre en sílice.
El rasgo estructural más impresionante del yacimiento es la presencia de un complejo de brechas
emplazado en la parte central de éste, denominado Chimenea Braden. Esta diatrema tiene la forma de
cono invertido, casi circular en la planta, con su flanco Este subvertical, en tanto que el resto de su
contorno converge hacia el centro con inclinaciones de 60º a 70º. Esta brecha volcánica corresponde a
una roca con un 40% a 50% de clastos de variada composición, en una matriz de polvo de roca,
cementados por sericita y cantidades menores de turmalina, calcita y súlfuros. Los clastos son de forma
redondeada y de variados tamaños, los cuales oscilan entre los 2 cm y 2 m en porcentajes variables.
Estos clastos se presentan generalmente con una fuerte alteración sericítica y clorita.
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Las Brechas hidrotermales, denominada genéricamente Brecha marginal corresponde a una roca con un
30% a 40% de clastos. Los clastos son de forma angulosas, con tamaños que varían entre 5 y 20 cm y
con intensidades variables de alteración sericítica y clorítica, provenientes de las rocas inmediatamente
adyacentes, estos clastos son cementados con cuarzo, sericita, turmalina y cantidades menores de
anhidrita.
Además encontramos Brechas Hidrotermales de anhidrita, que corresponden a una roca con fragmentos
de andesita en una matriz de anhidrita. El porcentaje de anhidrita varia entre 10% y 20%.
El dique anular de latita, corresponde a un cuerpo de poca potencia y continuidad en la periferia de la
Chimenea Braden, emplazado en la parte noroeste de esta.
Más detalles de la Litología existente en la mina El Teniente en el anexo A.
2.7.3.- ESTRUCTURAS (3)
El fracturamiento regional está representado en el sector, por un sistema de fallas y vetas tempranas de
dirección predominante Noreste e inclinaciones subverticales, con una corrida promedio de 500 m, en un
área elongada en dirección Noreste de unos 10 Km de longitud, centrada en el yacimiento.
Los estudios realizados muestran la existencia de un juego principal de fallas subverticales de rumbo
Noreste en el yacimiento, las fallas N, N1 y N2 en el sector Norte y las fallas P, P1, y Sur-Sur asociadasal sector sur del yacimiento.
Estas estructuras presentan espesores variables entre 5 a 120 cm, con corridas entre 100 a 500 m,
siendo reconocidas en al menos dos niveles desde el Nivel Ten-4 LHD, hacia abajo. La falla P, ubicada
en el sector sur del yacimiento, es la que presenta los mayores espesores, hasta 1.2 m, sin embargo
existe una zona de falla de unos 4 m de potencia desarrollada en la intersección con la falla P, en el nivel
Ten-4 LHD, siguiendo en jerarquía, las fallas N1 y N2, con espesores máximos de 50 cm y la falla N con
potencias menores a 20 cm.
En resumen, las estructuras más notables forman un sistema principal de dirección predominante Noreste
e inclinaciones subverticales conjugado con un sistema secundario de dirección Noroeste, característico
de la etapa de alteración hidrotermal principal en las andesitas y los intrusivos mayores, y otro desarrollo
en la periferia de la chimenea de la Brecha, representado por estructuras de tensión de disposición
concéntrica y radial a ésta, las cuales caracterizan a la etapa hidrotermal tardía. La Brecha Braden
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presenta vetillas de la última etapa de alteración hidrotermal, disminuyendo progresivamente la
frecuencia de vetillas desde la etapa de alteración temprana hasta la póstuma.
Finalmente se encuentran fracturas no mineralizadas, las cuales poseen un lajamiento intenso (sheeting)
de poca inclinación reconocidos en sectores periféricos de la chimenea Braden y en las zonas de
contacto del pórfido dacítico con la Andesita.
La figura 2.6 es un modelo estructural del yacimiento El Teniente actualizado al año 1992, donde se
aprecian los principales sistemas estructurales que existen. La tabla 2.1 corresponde a las fallas más
importantes "Fallas Maestras", las cuales por su magnitud y potencia son las más conocidas.
Tabla Nº 2.1 - Fallas Maestras en Mina El Teniente (1)
Nombre Falla Ubicación Espacial
N - N1 - N2 Norte
B - K Centro
P - S - Sur-Sur Sur
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Fi ura Nº 2.6 – Geolo ía Distrital mina El Teniente – Diciembre 1992
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2.8.- ALTERACION Y MINERALIZACION (1) (3)
2.8.1.- PROCESO DE ALTERACION
El yacimiento El Teniente se formó principalmente en una sucesión de cuatro etapas hipógenas de
alteración y mineralización, posteriormente se superpone a todo este sistema una etapa Supérgena, ver
tabla 2.2. Dentro de las Etapa Supérgena podemos se encuentran las siguientes etapas:
(1) Etapa Tardimagmática:
Esta etapa se relaciona a las últimas fases de consolidación de la Diorita Sewell y del Pórfido Teniente.
La mineralización asociada a esta etapa ocurre en vetillas y en forma diseminada con una marcada
zonación en torno al pórfido dacítico, con un núcleo rico en Bornita, y una zona intermedia con
predominio de Calcopirita y una zona periférica con Pirita. La alteración Potásica se produce en el núcleodel pórfido en torno a la Chimenea Braden y consiste en que los minerales ferromagnesianos de la
Andesita se convirtieron en Biotita, formando una masa negra de finos cristales que se denomina
Andesita Biotizada y además se produce en forma masiva piritización y silicif icación en intrusivos. De una
manera aproximadamente sincrónica y en directo contacto con la alteración Potásica se genera una
extensa aureola externa, formada producto de la alteración propilítica, cuya paragénesis incluye
minerales de menor temperatura como Clorita, Epidota, etc.; además incluye abundante Anhidrita en las
fracturas y Pirita como único sulfuro.
(2) Etapa Hidrotermal Principal:
Esta etapa se superpone a la etapa Tardimagmática y se caracteriza por la asociación de cuarzo,
Sericita, Clorita y Anhidrita. Los principales sulfuros asociados a esta etapa son la Calcopirita y Pirita; los
que se encuentran diseminados en los halos, formando parte del relleno de las vetillas. La alteración
desarrollada en esta etapa es del tipo cuarzo-sericítica, que se forma por interacción de celdas
convectivas de aguas meteóricas con soluciones procedentes de cuerpos intrusivos en proceso de
cristalización.
En los pórfidos cupríferos se estima que este evento hidrotermal puede haber removido parte de la
mineralización depositada en la etapa inicial. En el caso de la mina El Teniente esta zona tiene escaso
desarrollo, ya que este yacimiento esta constituido por rocas volcánicas andesíticas, que son rocas
reactivas que tienden a neutralizar la acidez de las soluciones hidrotermales. El pórfido dacítico presenta
una alteración cuarzo-sericita moderada a débil, en tanto que la diorita tiene una alteración cuarzo-sericita
moderada a fuerte, que aumenta hacia niveles superiores.
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(3) Etapa Hidrotermal Tardía:
La etapa Hidrotermal Tardía, está relacionada al emplazamiento de anillo de Brecha Marginal, periférico a
la Brecha Braden. Se conoce como el cemento matriz de la brecha marginal, así como parte de la
alteración de sus fragmentos y se desarrolla además a través de halos de vetillas que se distribuyen en
una franja concéntrica al anillo de brechas de ancho máximo 150 m en los niveles superiores (Ten-4 Sur
a Ten-Sub6).
Esta alteración es del tipo Filica, que afecta a los clastos de la brecha marginal y como los halos de
vetilllas, en forma similar a la anterior, pero de menor frecuencia, se desarrolla a partir de la brecha
marginal, extendiéndose unos 100 a 150 m en una zona concéntrica a esta.
Las vetas y vetillas están rellenas con minerales como; Anhidrita, Cuarzo, Sericita, Turmalina, Clorita,
Calcita y Yeso. La mineralización sulfurada de esta etapa consiste en Calcopirita, Bornita, Pirita yTenantita. La mineralización de molibdeno ocurre como Molibdenita, principalmente en vetillas, durante
las tres etapas hipógenas ya descritas, aunque en mayor proporción está asociada a la primera de ellas.
(4) Etapa Póstuma:
En esta ultima etapa se encuentra principalmente alteración Sericitica - calcita restringida a la Brecha
Marginal, en vetillas de baja frecuencia afectando la matriz y los clastos de esta. Esta etapa de alteración
ésta relacionada a fluidos hidrotermales asociados a la consolidación de la Brecha Braden.
Dentro de los minerales se presentes se encuentran; Sericita, Calcita, Yeso, Cuarzo, Siderita, Ankerita,
Baritina, Anhidrita y Turmalina. Y como minerales de mena; Pirita, Calcopirita, Molibdenita, Molibdenita,
Esfelarita, Galena y Tenantita.
Tabla Nº 2.2 - Asociaciones mineralógicas que caracterizan a cada una de las Etapas Hipógena en El Teniente
Alteración
Fase Sub fase
Asociación Mineralógica de
Ganga
Asociación Mineralógica de
Mena
Temperatura
de Formación (ºC)
Potásica 450 - 650
Tardimagmática Propilítica
Cuarzo, Anhidrita, Feldespato.
Potásico (Pertita), Biotita, Clorita.
Calcopirita, Bornita, pirita,
Molibdenita. 250 - 450
Principal Cuarzo, Sericita, Clorita, Anhidrita. Calcopirita, Pirita, Molibdenita. 300
Hidrotermal
Tardía Anhidrita, Cuarzo, Sericita,
Turmalina, Yeso, Carbonato, Clorita.
Calcopirita, Bornita, Pirita,
Molibdenita, Tenantita.250 - 300
Póstuma ---
Sericita, Calcita, Yeso, Cuarzo,
Siderita, Ankerita, Baritina, Anhidrita,
Turmalina.
Pirita, Calcopirita, Molibdenita,
Esfalerita, galena, Tenantita.---
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(5) Etapa Supérgena:
Finalmente se desarrolla la etapa Supérgena, producto de la erosión e infiltración de aguas, que generó
un escurrimiento de aguas subterráneas oxigenadas en forma descendente, desde arriba hacia las zonas
de lixiviación, oxidación de los sulfuros y enriquecimiento secundario.
El flujo fue controlado por la permeabilidad relativa de las rocas presentes, y en este sentido la Chimenea
Braden, a causa de su menor fracturamiento y en menor medida el Pórfido Teniente, actuaron como
barreras naturales dando como resultado una Cuenca Secundaria, la que alcanza una profundidad entre
100 y 600 m, con un nivel de enriquecimiento secundario entre 100 y 500 m de espesor, cuyo mineral
característico es la Calcosina. En menor proporción aparecen Covelina, Cobre Nativo y Cuprita.
2.8.2- DESCRIPCION DE LA MENA2.8.2.1.- MENA PRIMARIA
La mineralización de la Roca Primaria se originó por la depositación de metales a partir de soluciones
calientes (hidrotermales), con contenidos de Cobre, Molibdeno, Hierro, Azufre y otros elementos en los
poros y fracturas de las rocas.
Este proceso es denominado primario (Hipógeno), por el hecho que las soluciones tienen su origen a una
profundidad de entre 1 a 5 km, en condiciones de altas presiones confinantes y temperaturas elevadas de
entre 250 a 500 ºC, esta mineralización es la que forma el yacimiento, y es responsable de la alteraciónde las rocas (ver tabla 2.2).
La alteración y mineralización primaria de las rocas, en general produce una cristalización de estos, con
la adicción de sulfuros y anhidratos. La Anhidrita (sulfato de calcio anhídrido) es un mineral duro y
compacto que está presente hasta en un 5 a 10 % del volumen rellenando poros y fracturas. De esta
manera, la roca queda totalmente sellada y el resultado es un macizo duro, cohesivo y de baja
permeabilidad, constituyendo un material difícil de extraer y de ley más baja que el mineral secundario.
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2.8.2.2.- MENA SECUNDARIA
Este proceso se encuentra activo hasta hoy, el cual consiste en la filtración de aguas superficiales a
través del macizo rocoso, las cuales debido a su carácter oxidante provoca los siguientes efectos:
• Oxidación de sulfuros primarios tales como: Pirita, Calcopirita.
• Disolución de la Anhidrita.
El proceso supérgeno por medio de la disolución extrajo buena parte de la Anhidrita que había,
convirtiéndola en yeso, la cual pasa a integrar las sales del agua fluvial dejando la roca reblandecida. El
cobre viaja en soluciones ácidas hacia abajo y se deposita cuando encuentra condiciones favorables,
constituyendo la zona de mena secundaria o enriquecimiento secundario.
De esta manera, tenemos que la mena secundaria es un material poroso, relativamente blando y con uncontenido de cobre más alto que el original (primario).
El mineral secundario en la mina se presenta a mayor profundidad en la parte norte de la mina, ya que el
flujo de agua, sigue la pendiente hacia la Quebrada Teniente (al Noreste), dando una vuelta alrededor de
la Chimenea Braden (impermeable). Su parte más profunda alcanza al nivel Sub-6.
En la tabla 2.3 se aprecia las principales características de la mena primaria y secundaria.
Tabla Nº2.3 - Características de la Mena Primaria y Secundaria en la mina El Teniente, MassMin 2000 (5)
Tipo MenaSulfuros de
Cobre
Ley CuPromedio
[%]
PesoEspecifico
[g/cc]
Porosidad[%]
RQD FF/m3RMR
Laubscher
Mena
Secundaria
Calcosina
(Cu2S)
Covelina
(CuS)
2.0 2.2 – 2.7 2 - 10 < 25 10 - 30 < 40
Mena
Primaria
Calcopirita
(CuFeS2)
Bornita
(Cu6FeS4)
1.0 2.7 – 2.9 0.09 - 0.88 > 80 5 - 9 50 - 60
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CAPITULO Nº 3.- CARACTERIZACION GEOTECNICA - GEOMECANICA
3.1.- GENERALIDADES
El objeto de la caracterización geotécnica de los distintos sectores del yacimiento, es llegar a determinar
una conjunción de parámetros en común, que tienen una mayor incidencia en la probabilidad de
ocurrencia de inestabilidades, tales como; estallidos de roca, colapsos, etc. Y de esta forma llegar a
encontrar un criterio de evaluación del riesgo esperado para cualquier sector con características
similares, dentro de los distintos sectores de la mina.
3.2.- SISTEMAS DE CLASIFICACION DEL MACIZO ROCOSO
En minería subterránea para realizar una excavación, a priori se requiere realizar un diagnostico delmacizo rocoso, mediante métodos de conversión de elementos cualitativos en cuantitativos (numéricos),
es decir, un índice de clasificación geotécnico del macizo rocoso.
Durante las etapas de factibilidad, planificación detallada y diseño preliminar de un proyecto, cuando muy
poca información sobre el macizo rocoso; estado tensional y características hidrológicas son disponibles,
el uso de un sistema de clasificación es muy útil.
En la mina El Teniente se utilizan principalmente dos sistemas de clasificación geotécnica del macizo
rocoso; el Sistema RMR de Laubscher versión 1990 y el Sistema Q de Barton versión 1993. El detalle dela clasificación geotécnica de Laubscher se adjunta en el anexo C. En la actualidad se ha implementado
el uso del sistema de clasificación GSI propuesto por Hoek, índice que puede ser utilizado en el cálculo
de las propiedades geotécnicas del macizo rocoso.
La aplicación de estos índices se hace sobre una zonificación del macizo rocoso que da origen a la
unidad geotécnica. La unidad geotécnica se define por la litología, mena y dominio estructural. Cada
unidad geotécnica agrupa en forma homogénea propiedades de resistencia de la roca intacta, frecuencia
de fracturas (lineal y volumétrica) y resistencia de las discontinuidades.
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Según el sistema de Clasificación de Laubscher 90, se usan tres parámetros para fijar la calidad del
macizo rocoso, la resistencia de la roca intacta (IRS), fracturas por m3 (FF/m3) y condición de
discontinuidades Jc.
A modo de ejemplo; se presenta las propiedades geotécnicas del macizo rocoso para el proyecto Diablo
Regimiento, y del sector Ten Sub-5 Esmeralda Fw, ver tablas 3.1 y 3.2.
Tabla Nº 3.1 - Ejemplo parámetros geotécnicos del sector Esmeralda Fw (7)
Unidades
Geotécnicas
IRS
[MPa]FF/m
Jc
[Puntaje]
RMR
(Laubscher, 1990)
Clasificación
Geotécnica
Andesita Fw1 106 3.4 19 46 3B
Andesita Fw2 106 3.6 20 47 3B
Diorita 120 2.0 20 53 3A
Tabla Nº 3.2 - Ejemplo parámetros geotécnicos del sector Diablo Regimiento (6)
Unidades
Geotécnicas
IRS
[MPa]FF/m Jc
RMR
(Laubscher, 1990)
Clasificación
Geotécnica
Andesita Primaria 110 - 130 1.8 - 2.3 19 51 - 53 3A - 3B
Brecha hidrotermal 87 0.7 - 1.2 25 60 - 63 2B - 3A
Notas:
IRS: Resistencia en comprensión no confinada de la roca intacta.
FF/m: Fracturas por metro.
Jc: Rating asociado a la Condición de Fractura.
3.3.- CARACTERIZACION DE LA ROCA INTACTA
El término de roca intacta se define como, un volumen de roca relativamente “pequeño”, del orden de
2x10-4
m3, pero representativo de la fabrica de las rocas considerada, no debe contener irregularidades ni
defectos tales que influyan en su comportamiento mecánico “propio”, especialmente en lo que dice
relación con la cinemática de ruptura. El volumen de tamaño pequeño depende del volumen de material
considerado como macizo rocoso. Se entiende por irregularidades, a la presencia de cuerpos que puedan
afectar el comportamiento mecánico de la probeta (e.g. clastos de tamaño grande, amígdalas, vetillas,
estructuras selladas, etc.). Se entiende por defectos, a huecos, fracturas u otro tipo de discontinuidades
en la masa rocosa (e.g. poros, vesículas, fracturas, estructuras abiertas, etc.).
Para lograr la caracterización de la roca intacta representativa del macizo rocoso se deben revisar,
analizar y evaluar una serie de resultados de ensayos de laboratorio para proponer los valores
característicos o de diseño para los distintos parámetros geotécnicos–geomecánicos que caracterizan la
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roca intacta de las distintas litologías presentes en los sectores de interés. Para la caracterización de la
roca intacta se emplea el método de Hoek & Brown, las propiedades se obtienen a través de un análisis
estadístico de los datos obtenidos en una serie de ensayos triaxiales sobre muestras de roca.
Para obtener resultados representativos se deben seleccionar las muestras desde varios puntos dentro
del macizo rocoso de una manera sistemática, procurando incluir el mismo tipo de material y las
condiciones típicas de la petrofábrica, pero que no afecten el comportamiento mecánico “propio” de la
roca considerada. Además se asume que las variaciones en las propiedades de la roca son debido a las
mismas causas.
En la tabla 3.3, se resumen las propiedades de la roca intacta de diferentes litologías presentes en los
sectores de la Mina El Teniente.
Tabla Nº 3.3 - Propiedades de la roca intacta para los macizos rocosos presentes en Mina El Teniente (4)
Tipo LitológicoPeso Unitario
[Ton/m3]
mi[Hoek - Brown]
Resistencia a la Compresión
no Confinada, σσσσci[MPa]
UCS[MPa]
Andesita Tardía 2.75 ± 0.10 17.0 100 125 ± 30
Andesita Norte 2.75 ± 0.15 17.3 87 100 ± 15
Brecha Ignea de Andesita 2.70 ± 0.15 20.5 103 100 ± 30
Diorita 2.75 ± 0.05 26.0 130 140 ± 30
Brecha Ignea de Diorita 2.70 ± 0.15 24.0 120 140 ± 150
Brecha Hidrotermal de Anhidrita 2.80 ± 0.05 17.0 100 115 ± 40
Notas:
mi. Parámetro del criterio de falla de Hoek-Brown.
σci: Resistencia en compresión no confinada según el criterio de falla Hoek-Brown.
UCS: Resistencia en compresión no confinada de la roca intacta.
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σσσσ cd = σσσσ c50 x ( 50 ) / d(3.1)
3.4.- EVALUACION DEL EFECTO DE ESCALA
Para determinar el comportamiento mecánico del macizo rocoso, se debe tener presente las variaciones
que experimentan las propiedades mecánicas del material, como consecuencia de: pequeñas variaciones
en la estructura, constituyentes minerales, tamaño de granos, porosidad, presencia de microfracturas,
incremento del volumen de la muestra, etc. En el caso del método de Hoek & Brown el efecto de estas
variables esta considerado en las constantes m y s. Los resultados para alguna muestra individual son
aplicables para aquel punto dentro del macizo rocoso, en el cual la muestra fue obtenida, pero es
cuestionable si los resultados son aplicables para un volumen mucho mayor de roca.
Las relaciones empíricas para evaluar el efecto de escala (ver Hoek & Brown (1997)) se basan en datos
recopilados sobre resistencia y deformabilidad del macizo en volúmenes de roca menores a 106 m
3, por lo
tanto no son representativos para casos de volúmenes mayores. La tendencia actual para determinar las
propiedades mecánicas del macizo rocoso es “escalar” las propiedades de la roca intacta mediantealguna correlación, usualmente empírica, que permita considerar la “calidad geotécnica” del macizo como
una especie de “castigo”, asignado a las propiedades de la roca intacta. El índice Geológico de
Resistencia (GSI), propuesto por Hoek (1994) y Hoek, Kaiser & Bawden (1995), proporcionan un sistema
para estimar un “ajuste” de las propiedades mecánicas para el macizo rocoso bajo diferentes condiciones
geológicas.
Actualmente en la industria minera (e.g. mina El Teniente) la tendencia es utilizar el método generalizado
de Hoek & Brown para evaluar la resistencia del macizo rocoso, bajo una condición triaxial. Este criterio
de falla involucra la resistencia de la roca intacta, modificada en orden a considerar la influencia de lasdiscontinuidades. Los autores de este criterio sugieren que la disminución de la resistencia se debe a la
mayor probabilidad de falla, en forma transgranular e intergranular al interior de la roca intacta, ya que al
aumentar el tamaño de la probeta ensayada se incluye mayor cantidad de granos. La influencia de la
muestra en la resistencia de la roca es sintetizada en la siguiente ecuación:
Donde
σcd: Resistencia en compresión uniaxial de una muestra de roca de diámetro d.
d: Diámetro de la muestra de roca en mm.
σc50: Resistencia en compresión uniaxial de una muestra de diámetro 50 mm.
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(3.2)
Para evaluar el módulo de deformabilidad se puede recurrir a la relación empírica, entre el módulo de
deformación del in situ y la clasificación RMRB de Bieniawski (o el GSI), propuesta por Serafim y Pereira
(1983). Esta relación se basa en un análisis retrospectivo de las deformaciones observadas en
fundaciones de presas, y se ha encontrado que funciona bien para el caso de macizos rocosos
competentes o de buena calidad. Basándose en observaciones prácticas y back-analysis del
comportamiento observado en excavaciones en macizos rocosos poco competentes o de mala calidad
geotécnica, se propone la siguiente modificación a la ecuación de Serafim y Pereira para aquellos casos
donde la resistencia a la compresión de los trozos de roca intacta, σ ci, es menor a 100 MPa:
Para aplicar el criterio de Hoek & Brown en la mina El Teniente se han desarrollado algunas
adaptaciones, ya que las relaciones empíricas de estos autores fueron desarrolladas para macizos
rocosos fracturados, por lo que no son aplicables a macizos rocosos masivos o poco fracturado, cual es
el caso de la Brecha Braden y del macizo rocoso primario de la mina El Teniente. Los métodos
actualmente utilizados para evaluar las propiedades geomecánicas del macizo rocoso, son aplicables al
caso de macizos rocosos fracturados, con una cantidad de sistemas de estructuras, tal que se tiene un
comportamiento isotrópico, y con estructuras orientadas de tal forma que no influyan en la cinemática de
ruptura del macizo rocoso.
3.5.- CARACTERIZACION DEL MACIZO ROCOSO
El macizo rocoso se define como: “Un volumen importante de roca que esta formado por substancia
rocosa, discontinuidades y agua". La interacción de estos elementos durante una solicitud de esfuerzos
resulta en un comportamiento complejo, que incluso se acentúa más debido a la variación de las
propiedades con el efecto de escala. El macizo rocoso esta formado por un conjunto de piezas o bloques
(los bloques más pequeños corresponderían a “roca intacta”), cuyas geometrías y distribución de
tamaños queda definida por las estructuras geológicas.
Para caracterizar las propiedades mecánicas del macizo rocoso se utilizan las relaciones empíricas
propuestas el método de Hoek & Brown (1997), las cuales permiten obtener las propiedades del macizo
rocoso a partir de un escalamiento de las propiedades de la roca intacta. Como este método corresponde
en esencia a un análisis estadístico, la calidad de la caracterización de las propiedades depende del
espacio muestral.
Em = ( σσσσci /100) x 10( (GSI – 10 ) / 40)
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La tabla 3.4 corresponde a un resumen de las propiedades del macizo rocoso presentes la mina El
Teniente.
Tabla Nº 3.4 - Propiedades mecánicas de los macizos rocosos presentes en la Mina El Teniente
Tipo de Litología
m b
[Hoek & Brown]
s
[Hoek - Brown]
E m
[Gpa]
Andesita Tardía 8.7 0.40 38
Andesita Norte 8.7 0.40 36
Brecha Ignea de Andesita 12.3 0.40 44
Diorita 14.3 0.40 55
Brecha Ignea de Diorita 13.2 0.40 49
Brecha Hidrotermal de Anhidrita 8.5 0.40 40
Notas:
mb y s: Constantes de Hoek-Brown asociadas al tipo de roca.Em: Modulo de Young o Modelo de Deformabilidad.
3.6.- CAMPO DE ESFUERZOS
En el caso de la minería subterránea, interesan los esfuerzos naturales e inducidos dentro del macizo
rocoso, los cuales ejercen una presión sobre las diferentes estructuras mineras, necesarias para poder
hacer minería y explotar los recursos minerales económicos existentes en la tierra.
Los esfuerzos in situ corresponden a condiciones que la naturaleza le impone a un macizo rocoso (e.g.
esfuerzos gravitacionales, esfuerzos tectónicos, etc.). En cambio los esfuerzos inducidos son el resultado
de la actividad minera desarrollada en un yacimiento, por lo tanto son de gran importancia en las distintas
etapas de un proyecto (e.g. ingeniería conceptual, ingeniería básica, etc.). En el caso de los métodos
caving, se tiene una variación de los niveles de esfuerzos producto de las alturas de columna de roca,
topografía de la superficie, abutment stress o por alguna singularidad, que provocan un incremento de los
esfuerzos en un determinado lugar.
Para inferir y/o determinar la magnitud y orientación de los esfuerzos existen varias alternativas, dentro
de las cuales se tienen:
♦ Aplicar la teoría elástica (Formulismo clásico, 1960).
♦ Mediciones a través de Instrumentación Geomecánica.
♦ Modelamiento Numérico, (e.g. Phase-2D, FLAC-2D / 3D, UDEC, etc.).
♦ Inferirlos por medio de indicadores cualitativos (e.g. sobreexcavación, ocurrencia de Disking en los
sondajes, etc.).
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Estas relaciones empíricas pueden ser útiles para inferir los niveles de esfuerzos esperados en otros
puntos dentro del sector e incluso en sectores adyacentes. Además a partir de la información recopilada
del estado tensional existente en varios puntos dentro del macizo rocoso, se pueden delinear diferentes
zonas dentro de este, con respecto a su posición relativa al Frente de Hundimiento (figura 3.1):
♦ Zona Relajada: Esta zona se encuentra desconfinada, ya que está se encuentra bajo área socavada.
Esta zona se encuentra fuera del efecto de Abutment Stress, ya que el Frente de Hundimiento ya a
pasado por ella.
♦ Zona de Abutment Stress: En esta zona se produce un incremento de los esfuerzos generado por
el Frente de Hundimiento.
♦ Zona de Pre–Minería: Es la zona que queda delante del frente y que no ha sido socavada aún, se
encuentra alejada de la zona de Abutment Stress. Por lo que la concentración de esfuerzoscorrespondería a los esfuerzos in situ y en algunos casos a esfuerzos inducidos por otros sectores
productivos.
Figura Nº 3.1 - Zonificación del macizo rocoso de acuerdo a la posición del frente de hundimiento
En la tabla 3.5, se aprecia el estado tensional actual, correspondiente a los sectores más representativos
de la Mina El Teniente.
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Tabla Nº 3.5 - Alturas de Columnas y Calidad del Macizo Rocoso en la Mina El Teniente (6) (47)
Estado Tensional
Sector Método Explotaciónσ1 σ2 σ3
MPa Azº Inclinación º
31.5 109.5 -35.2
19.8 242.8 -44.2Ten-4 Sur Panel Caving Convencional
11.5 359.9 -25.224 332 -45
15 93 -27Ten-4 Regimiento Panel Caving Convencional
10 202 -38
30.4
25.7Ten-3 Isla LHD Panel Caving Hundimiento Previo
15.4
30 a 40
27 a 33Ten Sub-6 Area
InvariantePanel Caving Convencional
18 a 24
48 18 -9.5
35 114 -34Esmeralda Panel Caving Hundimiento Previo
25 274 -54
50.71 351.81 -5.28
39.12 89.31 -54.70Sitio 1
Ten-6 acarreo EsmDirección Sur - Fw 19.84 258.13 -34.78
37.76 272.96 -39.36
28.97 32.92 -31.34
Diablo Regimiento
Panel Caving
Convencional yHundimiento Avanzado
Sitio 2Ten-6 acarreo Esm
Dirección Fw 11.84 148.05 -34.90
σ1: Esfuerzo principal mayor.
σ2: Esfuerzo principal intermedio.
σ3: Esfuerzo principal menor.
3.7.- SISTEMAS DE FORTIFICACION
Las funciones de un Sistema de Fortificación son las siguientes:
• Reforzar el macizo rocoso, permitiendo que se soporte por sí mismo.• Retener la roca fracturada en la superficie de la excavación (zona plástica) por razones de seguridad.
• Sostener o adherir fuertemente el o los elementos de retención del sistema de fortificación al fondo
de la roca estable y prevenir fracturas en la roca debido a la gravedad.
Un sistema de fortificación incluye una combinación de elementos de soporte, cada uno provee una o
más de las funciones descritas anteriormente. Algunos elementos actúan en paralelo y disipan la energía
de deformación, mientras otros elementos actúan en serie por transferencia de cargas entre los
elementos de soporte.
La capacidad del sistema de fortificación depende de cómo interactúan los elementos de soporte
individual con el macizo rocoso circundante. Por lo tanto las conexiones entre los elementos de soporte
es otro aspecto importante de considerar en un sistema de fortificación. En general los criterios para
diseñar un sistema de fortificación, incluyen las características geotécnicas que presentan los macizos
rocosos, además de la concentración de esfuerzos presentes en el sector. En el diseño de éstos
sistemas, se pueden utilizar alguno de los sistemas de clasificación geotécnica de los macizos rocosos
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(e.g. RMR75 de Bieniawski, RMR90 de Laubscher, sistema Q de Barton, etc), que se basan
fundamentalmente de las propiedades mecánicas y/o estructurales de las masas rocosas.
A continuación se detallan las características técnicas de los sistemas de fortificación utilizados en
distintos sectores de la mina El Teniente.
(a) Sistema Perno – Malla: Este sistema contempla pernos tipo rosca, lechados con planchuela y
tuerca, diámetro 22 mm y largo variable entre 2.3 a 2.9 m; dependiendo de la calidad del macizo
rocoso. La Malla utilizada es la tipo Bizcocho 10006.
(b) Sistema Perno – Malla – Shotcrete: Este sistema consiste en pernos tipo rosca lechados con
planchuela y tuerca, diámetro 22 mm y largo variable entre 2.3 a 2.9 m; dependiendo de la calidad del
macizo rocoso. La malla utilizada es la tipo Bizcocho 10006 y el sistema se consolida con una capa
de shotcrete de un espesor de 10 cm. El diseño de apernado es similar al sistema anterior. En
algunas labores permanentes correspondientes a zonas criticas dentro del diseño minero (e.g.intersecciones, accesos, zona de visera, etc) se consideran elementos de soporte adicionales para
fortalecer el sistema de fortificación base, ya sea aumentando la capacidad de carga y/o
suministrándole mayor ductilidad.
A continuación se mencionan algunos de los elementos utilizados:
♦ Cables Birdcage con planchuela, barril y cuña, (referencia plano IM9-06446).
♦ Cables Minicage con planchuela, barril y cuña, (referencia plano IM9-06446).
♦ Cables Lisos Dobles con planchuela, barril y cuña (referencia plano IM9-06446).
♦ Mesh & Lacing.♦ Marcos de Acero con Hormigón Armado.
♦ Marcos de Acero encastillados con madera y hormigonados.
3.8.- VARIABLES DE PLANIFICACION GEOMECANICA
Un aspecto importante en la planificación de un sector productivo es la compatibilidad que debe existir
entre la capacidad de producción deseada y el comportamiento global del sector a explotar, con este
objeto se recomienda un control, sobre las razones de avance en el nivel de hundimiento y la razón de
extracción, variables que han sido identificadas por su impacto sobre la respuesta del macizo rocoso a la
actividad minera.
Con el propósito de controlar la sismicidad inducida causada por la extracción de mineral primario, se
debe controlar el volumen activo mediante el uso de "Velocidades efectivas de Extracción" y "Tasas de
Socavación".
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(a) Velocidad de Extracción:
Conceptualmente se define como un índice operacional que mide la rapidez con que se extraen las
reservas de un área y se cuantifica en Ton/m2-día. Según el área de Planificación, se definen las
siguientes velocidades de extracción:
♦ Velocidad Real: Se calcula a partir de agrupaciones de puntos de extracción, dividiendo el tonelaje
extraído por el área total abierta.
♦ Velocidad Operacional: Se calcula dividiendo el tonelaje extraído por el área total disponible.
♦ Velocidad Efectiva: Se calcula dividiendo el tonelaje extraído por la sumatoria de las áreas de los
puntos efectivamente utilizados.
A partir de estudios de sismicidad de la mina El Teniente, se ha logrado determinar que la variable
"Velocidad de Extracción" influye en las características de la sismicidad inducida por la minería. Por lo
tanto, un control adecuado de la velocidad de extracción permite al macizo rocoso reacomodarse enforma lenta, con lo que se evita generar condiciones de alta sismicidad.
El rango de interés desde el punto de vista sísmico, alcanza hasta una altura de columna equivalente a la
extracción del 30% en mineral primario. Se ha observado que a esa altura se completa el fracturamiento
de la columna, de modo que sobre ella no ocurren procesos de activación involucrados en los eventos
sísmicos. Así, sobre el 30% de extracción se libera la restricción geomecánica de velocidad de
extracción. La columna de roca base debe ser extraída en forma gradual para minimizar su efecto sobre
la actividad sísmica. La velocidad se incrementa por tramo de altura y dentro de cada tramo la velocidad
se mantiene constante.
Las velocidades de extracción definidas bajo restricciones geomecánicas, incluyen la experiencia de
sectores actualmente en producción como lo son: Ten Sub-6, Esmeralda. La tabla 3.6 corresponde a las
velocidades recomendadas para una extracción menor a 30%.
Tabla Nº 3.6 - Velocidades de extracción máximas recomendadas para los sectores Teniente Sub-6 y Esmeralda
Teniente Sub-6 EsmeraldaTramo
[%] Inicio Caving[Ton/m
2-día]
En Régimen[Ton/m
2-día]
Inicio Caving[Ton/m
2-día]
En Régimen[Ton/m
2-día]
0 – 5 0.26 0.28 0.14 0.28
5 – 10 0.29 0.34 0.18 0.34
10 – 15 0.33 0.40 0.22 0.40
15 – 20 0.38 0.47 0,28 0.47
20 – 25 0.43 0.55 0.35 0.55
25 – 30 0.50 0.65 0.44 0.65
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(b) Velocidad de Hundimiento:
Es el área hundida o socavada que se va incorporando al proceso productivo a medida que otras áreas
anteriores se van agotando, expresada en m2/mes. La experiencia adquirida en roca primaria avala que la
velocidad de socavación tiene influencia en la actividad sísmica y, por ende, en el potencial de ocurrencia
de inestabilidades. Para minimizar los procesos de ruptura y movimientos en el volumen activo (principal
generador de eventos sísmicos), se debe planificar un intervalo de tiempo razonable entre etapas de
socavación, para darle la posibilidad al macizo rocoso perturbado que recupere la condición de equilibrio,
antes que se produzca la siguiente etapa de socavación. En la tabla 3.7 se entregan las velocidades
recomendadas para los sectores Ten Sub-6 y Ten Sub-5 Esmeralda.
Tabla Nº3.7 - Velocidades de Socavación/Hundimiento recomendadas para la secuencia de avance (4) (6)
Velocidad Socavación – Hundimiento
Inicio Extracción (Caving Virgen) En RégimenSector
[m2/mes] [m
2/año] [m
2/mes] [m
2/año]
Teniente Sub-6 2000 24000 3000 36000
Teniente Sub-5 Esmeralda 1167 14000 1400 16800
3.9.- ALTURA DE COLUMNA EN ROCA PRIMARIA
Conceptualmente corresponde a la altura de un bloque de macizo rocoso primario a extraer. Este tipo de
macizo rocoso no ha sufrido alteraciones supérgenas, y se caracteriza por ser masivo o presentar un
porcentaje de estructuras geológicas abiertas o con relleno blando; además son competentes y
cohesivas. De esta manera, a mayores alturas de columna de roca primaria, se tiene una mayor
vulnerabilidad sísmica, ya que pueden transmitir ondas (ondas P y S) con menor perdida de energía y
mayor velocidad de propagación.
La altura de columna primaria tiene una relación directamente proporcional con la actividad sísmica e
inversamente proporcional con la velocidad de extracción efectiva. El criterio para determinar el grado de
riesgo sísmico de algún sector dentro de la mina, tiene como soporte la altura de columna primaria y la
geología estructural.
A partir de la base de datos mediante Benchmarking, se puede visualizar que el método Panel Caving es
muy flexible, siendo utilizado en varias minas del mundo, con alturas de columna primaria que varían
desde los 20 a 500 m.
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Las alturas de columna primaria crecen desde el lado Norte hacia el lado Sur del yacimiento, existiendo
una depresión de roca secundaria en el lado Sureste. Regularmente los sectores “fuera de sombra” en la
mina (sectores cuya columna de roca está constituida íntegramente de cerro virgen), son los que quedan
expuestos a mayores alturas de columnas de material primario, y por ende concentran el mayor nivel de
esfuerzos.
En la tabla 3.8 se aprecia un resumen con la Altura de Columna para las distintas unidades productivas.
Tabla Nº 3.8 - Alturas de Columnas Total y calidad del Macizo Rocoso, referencia (6)
Sector Método ExplotaciónAltura de Columna
[m]
Calidad Geotécnica
Laubscher 90
D. Sewell: 56 - 58254
Andesita Hw: 55 - 62
Andesita Fw: 48 - 52Ten-4 Sur Panel Caving Convencional
700 (sector D Fw)Brecha hidrotermal: 64 - 66
Andesita: 49 - 53Ten-4 Regimiento Panel Caving Convencional 253Brecha hidrotermal: 57 - 63
Ten-3 Isla LHD Panel Caving Hundimiento Previo 198 Diorita: 52 - 58
Andesita Ht: 52 - 55240
Andesita Hp: 43 - 45
Diorita: 50 - 57
Ten Sub-6 Area
InvariantePanel Caving Convencional
800 sector FwP Dacita 58 - 66
120 centro Andesita Fw: 51 - 70
120 Hw Andesita Fw: 51 - 70Esmeralda Panel Caving Hundimiento Previo
500 Fw Diorita: 61 - 80
148 - 600 (Hw) Andesita 1º: 49 - 53Panel Caving Convencional
148 (Centro) Andesita 1º: 49 - 53
600 - 700 (Sur) Brecha Turmalina: 57 - 63Diablo regimiento
Panel Caving Hundimiento Avanzado148 (Fw) Andesita 1º: 49 - 53
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CAPITULO Nº 4.-
METODOS DE EXPLOTACION - ESTIMACION DE RESERVAS - PROCESO PRODUCTIVO
4.1.- METODOS DE EXPLOTACION (8)
4.1.1.- INTRODUCCION
Dado que los métodos de explotación utilizados actualmente en la Mina El Teniente corresponden a
técnicas de hundimiento gravitacional masivo de bloques o paneles, es importante explicar en forma clara
y simple los conceptos en que se basan dichas técnicas. El método de explotación de Hundimiento de
Bloques o Paneles, en su forma más sencilla, puede definirse como el conjunto de operaciones mineras
destinadas a cortar la base de sostenimiento de un bloque o panel de mineral, asegurándose que no
queden puntos de apoyo, de tal forma que la base inferior de dicho bloque o panel se comporte como una
viga (simplemente apoyada o empotrada en sus extremos), y la acción de las fuerzas externas,
principalmente la gravitacional, produzcan una primera socavación y posteriormente el desplomecompleto del bloque o panel, de tal manera que los fragmentos de mineral generados debido al progreso
del hundimiento en altura puedan ser manejados y transportados de acuerdo al diseño minero del sector
productivo en cuestión.
Desde que la Mina El Teniente inició sus operaciones en forma industrial en el año 1906, se han
empleado varios métodos de explotación, destacándose una diferencia relevante entre aquellos utilizados
en mineral secundario y los aplicados en mineral primario, debido el alto grado de mecanización existente
en estos últimos.
Adicionalmente, y debido a la competitividad del mercado cuprífero mundial, se han introducido mejoras
en las prácticas mineras e innovaciones ingenieriles, tendientes a aumentar la productividad, disminuir los
costos de la preparación minera y bajar los costos de operación.
El mineral secundario corresponde a la porción superior del yacimiento, que presenta mayor ley, menor
rigidez, baja dureza y fragmentación más fina que el mineral primario ubicado a mayor profundidad. La
naturaleza creó esta diferencia debido a que los procesos de intemperización, tales como: lluvia, nieve,
cambios de temperatura entre el día y la noche, acción del viento y otros, afectan mayormente la capa
superficial terrestre, que aquellas ubicadas a mayor profundidad.
De acuerdo a lo anterior, las primeras explotaciones se realizaron en sectores emplazados en mineral
secundario, aplicándose en forma industrial métodos que van desde el “Realce sobre Mineral” combinado
con “Hundimiento de Pilares” (Shrinkage Stopping & Pillar Caving), hasta el “Hundimiento de Bloques”
(Block Caving) actual, con variantes denominadas Sistema de Buitras y Sistema de Scrapers.
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Posteriormente, como consecuencia del cambio de las propiedades físico-mecánicas de la roca y de la
profundización de los sectores productivos, la explotación de las reservas en mineral primario (menor ley;
mayor rigidez, alta dureza y fragmentación más gruesa) significó la mecanización de las operaciones
mineras. Esta situación llevó a que el método Hundimiento por Bloques (Block Caving), cuya
característica principal era el traspaso de mineral en forma manual o semi-mecanizada, evolucionará
hacia el “Hundimiento por Paneles” (Panel Caving), con un sistema de traspaso altamente mecanizado e
incorporación continua de área hundida a la producción.
En el método de “Hundimiento por Paneles” se han desarrollado dos variantes de mecanización: una con
traspaso vía equipo “LHD” (Load-Haul-Dump), que se ha usado desde 1982 en el primer sector
productivo que ha explotado mineral primario en la mina El Teniente (caso del Ten-4 Sur), y otra variante
introducida posteriormente, que usa “Martillos Picadores” directamente en el Punto de Extracción del
Nivel de Producción (casos del Ten-4 Norte Fw y Ten-3 Isla Martillos).
Por otra parte, debido a la presencia de un mineral ubicado en el borde de la Pipa, de alta ley y
fragmentación excepcionalmente más gruesa, existe una variante en el Hundimiento por Paneles, cuya
característica principal es realizar un Hundimiento Forzado del panel mineralizado, utilizando tronadura
para asegurar su extracción sin mayores dificultades (caso del sector Ten-4 Sur CD).
Si consideramos la secuencia operacional de explotación, existen tres variantes en el Hundimiento por
Paneles (Panel Caving):
• Hundimiento Convencional: Corresponde a una siguiente de secuencia de Desarrollo y Construcción
de las Galerías del Nivel de Producción,
Socavación del Nivel de Hundimiento,
Extracción del Mineral,esta se ha aplicado en el sector Ten-4 Sur.
• Hundimiento Previo (Pre-Undercut): Corresponde a una secuencia de Socavación del Nivel de
Hundimiento, Desarrollo y Construcción de las Galerías del Nivel de Producción, Extracción del Mineral,
actualmente esta variante se utiliza en el sector Esmeralda.
• Hundimiento Avanzado: Es una situación intermedia entre las dos anteriores, donde solo se
desarrollan las calles de producción del nivel de producción, para después construir las zanjas y las
bateas bajo área socavada, actualmente esta variante se utiliza en el sector Ten Sub-6 Area Invariante.
A continuación, se describen con más detalle los métodos de explotación que están siendo utilizados
actualmente en la Mina El Teniente.
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4.1.2.- BLOCK CAVING CON SISTEMA BUITRAS
La experiencia obtenida en este método desde su implantación hasta hoy, ha permitido llevarlo a una
completa estandarización y a una notable eficiencia. La planificación racional de la secuencia de
hundimiento, permite incorporar a las necesidades de producción nuevos bloques en los diferentes
niveles de la mina, ello obliga a planificar la preparación minera de un bloque que debe entrar en
producción, definiéndose las siguientes etapas:
• Construcción del nivel de transporte principal (FF.CC.).
• Construcción de los piques principales de traspaso.
• Construcción del nivel de traspaso.
• Construcción de los piques de traspaso entre el nivel de traspaso y el nivel de producción.
• Construcción de los piques colectores.
• Construcción del nivel de producción.
•
Construcción del nivel de hundimiento.
Los primeros sectores que incorporaron el método Block Caving estandarizado, fueron Ten-1 Mina Sur,
Ten Sub-B Norte y Sur y Ten-4 Mina Norte; posteriormente, Ten-3 Isla Estándar y Ten-6 Quebrada
Teniente.
El diseño minero del nivel de producción de estos sectores, utiliza una malla de extracción entre 7.5 x 7.5
m y 10 x 10 m, definiendo un área de influencia por embudo de extracción de 56.25 y 100 m2
respectivamente, con una separación entre drifts de producción de 15 a 20 m, y de 7.5 a 10 m entre
embudos a lo largo del drift. Además, el pilar de protección entre el Nivel de Hundimiento y Producciónvaría de 8 a 10 m, medido de piso a piso entre niveles. Este diseño de malla es normal en el Sistema
Buitras.
En la figura 4.1 se muestra un isométrico del método Block Caving, aplicado al sector Quebrada Teniente,
en el nivel Ten 6.
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Figura Nº 4.1 – Block Caving con Sistema Buitras (Ten 6 Quebrada Teniente)
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4.1.3.- BLOCK CAVING CON SISTEMA SCRAPERS
Esta variante se basa en el mismo principio del método antes señalado, su gran diferencia radica en que
los embudos de extracción derraman el flujo de mineral proveniente del hundimiento, directamente en el
drift de producción, desde donde es acarreado por una cuchara hacia piques de traspaso localizados en
los extremos del drift. Dichos piques de traspaso normalmente son de corta longitud y llegan directamente
a un buzón que alimenta un ferrocarril, el cual transporta el mineral hacia la planta concentradora ubicada
en superficie. En la figura 4.2, se muestra un esquema de este método, para los sectores Ten-5 Pilares y
Pilares Norte.
Se recomienda usar esta variante de Block Caving en mineral secundario de fragmentación media. Por
ello, el diseño minero del nivel de producción utiliza una malla de extracción de 9.375 x 9.375 m (mayor a
la comúnmente usada en buitras de 7.5 x 7.5 m), con un área de influencia por embudo de 88 m2. Esto
corresponde a una separación entre drifts de producción de 18.75 m y entre embudos a lo largo del drift
de 9.375 m. Este diseño de malla se ha estandarizado en el Block Caving con Scrapers.
Figura N
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