informe geomecánico solitaria final total

COMPAÑIA MINERA SAN VALENTIN S.A.

UNIDAD SOLITARIA

EVALUACIÓN GEOMECÁNICANIVEL 265, 245, 205 Y 180

EJECUTADO POR:

GERENCIA DE SEGURIDAD, SALUD Y MEDIOAMBIENTE

LIMA, OCTUBRE DEL 2012

Evaluación y Caracterización Geomecánica de labores subterráneas

Gerencia de Seguridad, Salud y Medio Ambiente 2

INDICE

1. ASPECTOS GENERALES1.1. Introducción…………………………………………………………………………………………….…… 41.2. Objetivo……………………………………………………………………………………………………..…. 51.3. Alcance…………………………………………………………………………………………………………. 51.4. Ubicación del área de estudio………………………………………………………………………… 51.5. Enfoque de la evaluación.………………………….…………………………………………………… 61.6. Aspectos técnicos…………………….……………………………………………………………………. 61.7. Metodología del trabajo realizado………..………………………………………………………… 72. INVESTIGACION GEOMECANICA2.1. Topografía……………………………………………………………………………………………………..92.2. Investigación Geotécnica de Campo……………………………………………………….………..92.3. Caracterización del Macizo Rocoso……………………………………………………….……….. 93. SELECCIÓN DEL MÉTODO DE EXPLOTACIÓN3.1. Generalidades……………………………………………………………………………………………..… 183.2. Aspectos Geológicos…………………………………………………………………………………..….. 183.3. Geometría del Yacimiento y Distribución de Leyes……………………………………..……183.4. Características Geomecánicas del Yacimiento……………………………………………….... 193.5. Resistencia de la Roca Encajonante y el Mineral…………………………………………..…. 183.6. Espaciamiento entre Fracturas y resistencia de las discontinuidades……….……....203.7. Elección por el Método Numérico……………………………………………………………..…… 214. DIMENSIONAMIENTO GEOMECÁNICO DE LOS TAJEOS4.1. Introducción……………………………………………………………………………………………..….. 234.2. Estructura de la masa rocosa…………………………………………………………………………. 244.3. Clasificación Q'………………………………………………………………………………………..……. 244.4. Factor Esfuerzo en la Roca………………………………………………………………………..…… 264.5. Factor de Ajuste por orientación de las Discontinuidades……………………………….. 314.6. Factor de Ajuste por Gravedad………………………………………………………………………..324.7. Método Grafico de Estabilidad…………………………………………………………….…………. 334.8. Radio Hidráulico…………………………………………………………………………………………….344.9. ELOS – Equivalente Lineal de sobre rotura/ desprendimiento……………………...….36



5. DISEÑO DE LABORES MINERAS DE LOS NIVELES 265, 245, 205,1805.1. Descripción General…………………………………………………………………………………….... 385.2. Cálculo de aberturas Máximas de las excavaciones……………………………………….... 385.3. Cálculo de Tiempos de Autosostenimiento………………………………………………………405.4. Cálculo del Tipo de Sostenimiento…………………………………………………………………..415.5. Controles de ciclos diversos en mina según categoría……………………………………. 436.1. Conclusiones………………………………………………………………………………………..…..…… 446.2. Recomendaciones……………………………………………………………………………………..……45Anexos…………………………………………………………………………………………………………………46Bibliografía………………………………………………………………………………………………………… 48



EVALUACION Y CARACTERIZACIÓN GEOMECANICA

UNIDAD SOLITARIA

CAPITULO I

ASPECTOS GENERALES

1.1 IntroducciónCompañía Minera San Valentín S.A. Es una empresa minera privada, dedicada a laexplotación y procesamiento de minerales polimetálicos principalmente zinc, plomo ycobre.La explotación se desarrolla en depósitos Metasomaticos de Contacto (frontal), en lacual la mineralización está entre el contacto piso con rocas Intrusivos de la MonzonitaCuarcífera, rocas Hornfels producto de ello se tiene también un halo de rocas alteradas,hacia el techo con calizas y al sur margas arenáceas (silificadas).La mineralización es polimetálica con minerales de mena como son: esfalerita marrón,marmatita, galena, galena-argentífera, calcopirita y como ganga: granates (grosularia,andradita), especularita, oligisto, hermético, magnetita, siderita, etc. Del cual suprincipal mineral es la Esfalerita.La unidad minera está dedicada al a explotación de un yacimiento polimetálico sulfurosde tipo skarn y la producción de tres tipos de concentrados: de zinc, plomo y cobre. LaUnidad Minera consta de varias vetas: Cobriza, Elizabeth, Paola, San Valentín ySolitaria. Sus niveles de explotación son: N 265, N 245, N 205, N 180, el cual se trabajapor métodos subterráneos como sublevel stoping, corte y relleno ascendente,shirinkage.Se tiene como objetivo fundamental realizar labores de explotación de minerales comoparte del flujo de desarrollo de las actividades mineral alcanzando un nivel deexplotación ambientalmente seguro.Las actividades de exploración, desarrollo y preparación de minerales de zinc, plomo,plata y cobre, se han proyectado para una producción de 200 tn/día y avances a razónde 445 m/mes. El mineral extraído será llevado para ser tratado en la planta deBeneficio San Pedro.



Se ha realizado el presente estudio denominado “EVALUACION Y CARACTERIZACIÓNGEOMECANICA - UNIDAD SOLITARIA 2012”, para sustentar el Diseño y Planeamientode Operaciones del Proyecto.1.2 ObjetivoEl objetivo del presente estudio es desarrollar un Modelo Geomecánico que permita elDiseño y Planeamiento de la Unidad Solitaria; el modelo permitirá conocer lascaracterísticas físico mecánicas de las estructuras involucradas, para ello se hadesarrollado una evaluación geomecánica, estructural e identificación de los posiblesmodos de falla, a lo largo de la Unidad Solitaria, así como los trabajos de toma demuestras que se requieran necesarios.1.3 Alcance

Realizar investigaciones básicas de ingeniería, para determinar un modelogeomecánico que contenga los parámetros geomecánicos necesarios. Verificar la orientación de avance u orientación actual de la Unidad Solitaria,reduciendo las condiciones inseguras por fallas en de bloques. Determinar el grado de estabilidad que presentan los principales sistemas deestructuras como fallas, juntas etc. Desarrollar la caracterización del macizo rocoso, para determinar las principaleszonas geomecánicas y zonas críticas a lo largo de la Unidad Solitaria.1.4 Ubicación del Área de EstudioLa Unidad Minera San Valentín, de propiedad de Compañía minera San Valentín(CIAMSV), se encuentra ubicada en las alturas del valle de Cañete, en el parajePacocha (microcuenca Pacocha), distrito de Laraos, provincia de Yauyos,departamento de Lima, entre los 4 600 y 5000 msnm. La Unidad Minera es accesibledesde Lima mediante 188 km de carretera asfaltada, seguidos de 144 km decarretera afirmada. La localidad más cercana es el pueblo de Laraos, distante 24Kmde la Unidad Minera.



1.5 Enfoque de la EvaluaciónPara cumplir con el objetivo y alcances establecidos en el acápite anterior, se realizó eltrabajo en dos etapas:Primera Etapa.- Se orientó los trabajos a la ejecución de investigaciones básicas decampo, con el fin de obtener la información necesaria, que permita encontrar losprincipales parámetros geomecánicos, que se utilizarán para construir el modelogeomecánico del área.Segunda Etapa.- Se realizó el proceso de la información obtenida durante lasinvestigaciones básicas y los análisis de laboratorio, con el fin de determinar lascondiciones de estabilidad física de la Unidad Solitaria.Según los resultados obtenidos en las dos etapas precedentes, se determinó las zonasgeomecánica, de la misma forma las zonas inestables de la Unidad San Valentín.1.6 Aspectos Técnicos

1.6.1 Investigaciones Básicasa) Caracterización litológica y estructural de la masa rocosa del yacimiento. Revisión y análisis de la información disponible. Mapeo geomecánico de los afloramientos rocosos superficiales y de las caras deminado expuestas. Normas ISRM (International Society for Rock Mechanics). La distribución de los sistemas de discontinuidades se determinó utilizandotécnicas estereográficas computarizadas y Las características geomecánicas de cada sistema fueron establecidas medianteestadísticas convencionales.b) Se evaluaron las propiedades físico-mecánicas del macizo rocoso (roca intacta yde las discontinuidades), para cuyo efecto se realizó ensayos de laboratorio.c) Se realizó la zonificación geomecánica a fin de determinar los dominiosestructurales en base a la información obtenida en los puntos precedentes.d) Evaluación de factores adicionales, que podrían influir en las condiciones deestabilidad, como el los parámetros hidrológicos y sísmicos.



1.6.2 Evaluación de las Condiciones de EstabilidadSe analizaron las condiciones de los bloques en los niveles, utilizando modelos en basea la evaluación de los mecanismos de falla potencial de la masa rocosa.1.7 Metodología del Trabajo Realizado

Acopio de información. Pruebas de campo. Pruebas de laboratorio. Trabajos de gabinete. Utilización de software. Análisis de los resultados obtenidos.

1.7.1 Actividades de CampoEn campo se ha realizado los siguientes trabajos: Reconocimiento geológico – geomorfológico de la zona. Mapeos geomecánicos en afloramientos superficiales. Toma de muestras para determinación de las propiedades físico mecánicas de laroca en laboratorios especializados. Recopilación de información adicional (planos, informes, etc.), de interés para elestudio.

1.7.2 Actividades de GabineteEn gabinete se ha realizado los siguientes trabajos: Elaboración de los planes de trabajo, referentes a los detalles prácticos de laejecución del estudio. Revisión y análisis de toda la información disponible relacionada a la evaluaciónrealizada. Procesamiento y análisis de la información registrada en el mapeo geotécnico. Evaluación de las propiedades físico – mecánicas de la roca. Clasificación Geomecánica del macizo rocoso. Zonificación Geomecánica.



Evaluación de los factores complementarios de influencia sobre la estabilidad(agua y sismos). Establecimiento de la orientación de minado más favorable. Análisis de los resultados obtenidos. Elaboración del informe técnico, incluyendo la elaboración de planos, gráficos,cuadros, figuras, etc.



CAPITULO II

INVESTIGACION GEOMECANICA

Las investigaciones geomecánicas fueron llevadas a cabo con la finalidad de evaluar lascaracterísticas y propiedades de las rocas conformantes de la Unidad Solitaria. Para talfin, se planificó y ejecutó un programa de investigaciones de campo los que acontinuación se detallan, (Ver Planos Geomecánicos).2.1. TOPOGRAFÍALos planos topográficos de la zona del proyecto han sido desarrollados por personalpropio de la empresa.2.2. INVESTIGACIÓN GEOTÉCNICA DE CAMPOPara la caracterización de la masa rocosa del área del estudio, se registraron datos apartir del mapeo geomecánico de campo, que se llevó a cabo utilizando el “MétodoDirecto por celdas de Detalle de GSI”. Mediante este método se realizaronmediciones sistemáticas de las discontinuidades presentes en una EstaciónGeomecánica.Las estaciones geomecánicas se han establecido según los dominios encontrados enel campo, ya sean por dominios predominantemente geológicos como son tipo delitología o por patrones de discontinuidades muy representativos.2.3. CARACTERIZACION DEL MACISO ROCOSO

2.3.1. Clasificación de la Masa RocosaPara realizar la valoración geomecánica se uso la clasificación geomecánica GSI y elRMR de Bieniawski del año 1989.Los parámetros usados para el cálculo de GSI: se basa en la cantidad de fracturaspor metro lineal, medidos insitu con un flexómetro. La mala voladura afecta estacondición. La resistencia se determina golpeando o indentando la roca con la picota,se toma en cuenta la rugosidad, alteración de paredes y rellena de lasdiscontinuidades.



DESCRIPCION ESTACION COORDENADAS GSIESTE NORTE

NIVEL 180

E – 1 425900 8629050 LF/RE – 2 425916 8629020 LF/BE – 3 425922 8629000 F/MBE – 4 425942 8629990 MF/MBE – 5 425962 8629985 MF/MBE – 6 425982 8629962 LF/RE – 7 426000 8628950 MF/B

NIVEL 205

E – 1 425950 8629120 F/RE – 2 425944 8629100 F/RE – 3 425953 8629089 LF/RE – 4 425950 8629050 F/BE – 5 425970 8629035 MF/MBE – 6 425974 8629010 F/MBE – 7 425998 8629005 F/B

NIVEL 245

E – 1 425970 8629130 F/BE – 2 425960 8629110 MF/RE – 3 425990 8629100 MF/BE – 4 426000 8629095 MF/MBE – 5 425998 8629050 LF/BE – 6 426015 8629000 LF/BE – 7 426020 8628980 F/B

NIVEL 265

E – 1 425870 8629180 LF/BE – 2 425890 8629181 LF/BE – 3 425895 8629150 F/BE – 4 425910 8629152 F/RE – 5 425935 8629135 F/RE – 6 425955 8629140 MF/BE – 7 425960 8629130 MF/MB

El RMR tiene como 6 parámetros para su calificación: Resistencia compresiva uniaxial del material rocoso. Designación del calidad rocosa de la roca (RQD) Espaciamiento de las discontinuidades. Condición de las discontinuidades. Condición de agua subterránea. Orientación de las discontinuidades.Utilizaremos el Indice de Resistencia Geológica GSI de Hoek y Marinos (2000) paracaracterizar a la roca. El criterio de RMR 89 (seco) cualitativo se hallara comoconsecuencia mediante el Abaco que relación Estructura y condición superficial.Los niveles 265, 245, 205 Y 180 son las principales labores de preparación ydesarrollo de la Unidad Solitaria de la compañía minera San Valentín S.A. enseguidase da a detalle por niveles como es que se presenta la roca. Un resumen de losresultados de la clasificación geomecánica obtenidos, se presenta en la Tablasiguiente.

Tabla 2.1. Clasificación de la Masa Rocosa por niveles



2.3.2. Distribución de DiscontinuidadesPara el análisis de la proyección estereográfica de las orientaciones dediscontinuidades se ha usado la proyección equiareal, en la cual se usa la Red Schmidt;asimismo, para el manejo de la información de los datos de orientaciones obtenidas encampo se ha usado el programa DIPS desarrollado por Rock Engineering Group.Teniendo en consideración la dirección y rumbo de las familias de discontinuidadesmás importantes, se han realizado mapeo de celdas, donde se tomado datos de lasdiaclasas existentes y se han ploteado proyecciones estereográficas y analizado con eltrazo del proyecto.Se ha realizado la zonificación del área de estudio en interior mina de modo derepresentar las fallas y discontinuidades en cada nivel, (Ver Planos geomecánicos).Tabla 2.2. Orientación de los Sistemas de DiscontinuidadesDESCRIPCION ESTACION

COORDENADASSISTEMA DE

DISCONTINUIDADESDIP/DIPDIRECTION

ESTE NORTE N° 1 N° 2 N° 3

NV 180

E-1 425900 8629050 54/272 20/343 54/175E-2 425916 8629020 57/192 68/311 68/070E-3 425922 8629000 41/191 69/072 53/314E-4 425942 8629990 35/326 80/260 73/353E-5 425962 8629985 45/170 88/249 46/024E-6 425982 8629962 73/004 62/059 55/240E-7 426000 8628950 49/064 74/356 46/209NV 205

E-1 425950 8629120 54/272 20/343 54/175E-2 425944 8629100 57/192 68/311 68/070E-3 425953 8629089 41/191 69/072 53/314E-4 425950 8629050 35/326 80/260 73/353E-5 425970 8629035 45/170 88/249 46/024E-6 425974 8629010 73/004 62/059 55/240E-7 425998 8629005 49/064 74/356 46/209NV 245

E-1 425970 8629130 54/272 20/343 54/175E-2 425960 8629110 57/192 68/311 68/070E-3 425990 8629100 41/191 69/072 53/314E-4 426000 8629095 35/326 80/260 73/353



E-5 425998 8629050 45/170 88/249 46/024E-6 426015 8629000 73/004 62/059 55/240E-7 426020 8628980 49/064 74/356 46/209NV 260

E-1 425870 8629180 54/272 20/343 54/175E-2 425890 8629181 57/192 68/311 68/070E-3 425895 8629150 41/191 69/072 53/314E-4 425910 8629152 73/004 62/059 55/240E-5 425935 8629135 49/064 74/356 46/209E-6 425955 8629140 75/043 61/174 39/262E-7 425960 8629130 35/237 82/270 34/0702.3.3. Investigación Geotécnica de LaboratorioLos ensayo de laboratorio se realizaron con el Programa RocLab del paquete deProgramas Rocsciense, los cual nos ayudó a conocer las propiedades físicas ymecánicas de las rocas.Se realizaron 3 ensayos para cada nivel establecido y de estudio. Los cuales se pudieronhallar la densidad de la roca, ángulo de fricción residual y la cohesión, así mismo laCompresión Simple, cabe mencionar que se realizó sobre discontinuidades naturales ysimuladas.Los resultados obtenidos se están adjuntando en el informe en la carpeta ensayos delaboratorio. Los ensayos se realizaron bajo las normas de la American Society fortesting and materials (A.S.T.M.), las cuales se muestran a continuación:



Figura 2.1. Análisis de Criterio de Falla Nv. 180, usando el programa Rock LobTabla 2.3. Resultados Nv.180Hoek Brown Classification sigci 300 MPaGSI 75mi 9D 0Ei 180000 MpaHoek Brown Criterion mb 3.6850s 0.0622a 0.5010Failure Envelope Range Application Generalsig3max 75 MPaMohr-Coulomb Fit c 23.617 MPaphi 36.730 DegreesRock Mass Parameters sigt -5.061 MPasigc 74.617 MPasigcm 94.175 MPaEm 146943.01 MPa



Figura 2.2. Análisis de criterio de Falla Nv. 205, usando el programa Rock Lab.Tabla 2.4. Resultados Nv. 205.

Hoek Brown Classification sigci 250 MPaGSI 70mi 10D 0Ei 137500Hoek Brown Criterion mb 3.425s 0.036a 0.501Failure Envelope Range Application General



Figura 2.3. Análisis de criterio de Falla Nv. 245, usando el programa Rock Lab.

sig3max 62.5 MPaMohr-Coulomb Fit c 17.777 MPaphi 36.310 DegreesRock Mass Parameters sigt -2.6 MPasigc 47.01 MPasigcm 70.26 MPaEm 100761.94 MPa



Tabla 2.5. Resultados Nv. 245

Figura 2.4. Análisis de criterio de Falla Nv. 265, usando el programa Rock Lab

Hoek Brown Classification sigci 175 MPaGSI 67mi 6D 0Ei 87500Hoek Brown Criterion mb 1.846s 0.026a 0.502Failure Envelope Range Application Generalsig3max 43.75 MPaMohr-Coulomb Fit c 10.618 MPaphi 30.94 DegreesRock Mass Parameters sigt -2.423 MPasigc 27.805 MPasigcm 37.491 MPaEm 58968.96 MPa



Hoek BrownClassification

sigci 175 MPa

GSI 65

mi 7

D 96250

Hoek Brown Criterion

mb 1.601

s 0.016

a 0.502Failure EnvelopeRange

Application General

sig3max 43.75 MPa

Mohr-Coulomb Fit

c 9.668 MPa

phi 29.870 degrees

Rock Mass Parameters

sigt -1.792 MPa

sigc 22.194 MPa

sigcm 33.463 MPa

Em 56572.12 MPa

Tabla 2.6. Resultados Nv. 265

2.3.4. Identificación de Zonas CríticasSe han identificado zonas críticas bien definidas en la mina, las cuales se encuentran semuestran en los planos geomecánicos, de la misma forma se han definido como zonascríticas las zonas donde se encuentran emplazadas estructuras mayores, (Ver archivoplano para cada nivel. Plano geomecánico, en este plano podemos apreciar las zonasdefinidas como críticas.2.3.5. Parámetros de Resistencia del Macizo RocosoEn campo se calculó la dureza de la roca, para lo cual se uso un martillo de geólogo y segolpeo la superficie de la roca, notándose que esta se rompe con más de un golpe delmartillo. Finalmente evaluando las características generales de campo con laclasificación geomecánica y los ensayos de laboratorio, se ha definido parámetrosrepresentativos conservadores que serán utilizados.



CAPITULO III

SELECCION DEL METODO DE EXPLOTACION

3.1. GeneralidadesEl objetivo principal es diseñar un sistema de extracción apropiado bajo lascaracterísticas actuales del yacimiento. Esto puede ser interpretado como el caminopara alcanzar la máxima utilidad de la operación pero la decisión se basa en factorestécnicos. En una primera etapa se tomara en cuenta la geometría, distribución de leyesdel depósito, las propiedades geomecánicas del mineral y estéril adyacente. Mediante elanálisis de esos factores se obtendrá una primera clasificación y ordenación de osmétodos de explotación para su aplicación más adecuada desde una perspectivanetamente técnica.En una segunda etapa se procederá a la evaluación económica basada sobre unesquema general de explotación, así como el estudio complementario del ritmo deproducción, ley de corte, necesidades del personal, impacto ambiental, procedimientosde restauración y otras consideraciones especificas. Con todo ello se determinara elmétodo de explotación óptimo y la rentabilidad económica del mismo.3.2. Aspecto GeológicosGeneralmente se refiere a las características geológicas del mineral y de la rocaencajonante. La investigación geológica llevada a cabo debe permitir por un lado lacorrecta evaluación de los recursos y reservas que alberga el yacimiento, pero además,debe facilitar información relativa a los principales tipos de roca, zona de alteración,principales estructuras, accidentes tectónicos, etc.Para el seleccionamiento de método necesitaremos la forma, potencia del mineral, elbuzamiento y la distribución de Leyes.3.3. Geometría del Yacimiento y Distribución de leyesEl yacimiento está conformado por varias vetas: Cobriza, Elizabeth, Paola, San Valentíny Solitaria, los cuales muestran una forma tabular, con potencias entre 1.72- 2.1,buzamiento estimado de 55º y con una distribución de leyes de gradual y diseminado.



Tabla 3.1. Geometría del yacimiento y Distribución de leyes1. F FORMA :- Equidimensional o masivo: Todas las dimensiones son similares en cualquierdirección.- Tabular: Dos de las dimensiones son mucho mayor que la tercera.- Irregular: Las dimensiones varían a distancias muy pequeñas.

2. POTENCIA DEL MINERAL

- Estrecha : < a 10 m.- Intermedia : 10 – 30 m- Potente : 30 – 100 m.- Muy potente : > a 100 m.

3 INCLINACION

- Echado : < a 20º- Intermedio : 20º – 55º- Inclinado : > a 55ºPROFUNDIDAD DESDE LA SUPERFICIE

- Pequeña : < a 150 m.-Intermedia : 150 a 600 m.- Alta : > a 600 m.DISTRIBUCION DE LEYES- Uniforme: La ley del yacimiento se mantiene prácticamente constante encualquier punto de yacimiento mineralizado- Gradual o diseminado: Las leyes tienen una distribución zonal, identificándosecambios graduales de un punto a otro.- Errático: No existe una relación espacial entre las leyes, ya que estas cambianradicalmente de un punto a otro en distancias muy pequeñas.

3.4. Características Geomecánicas del YacimientoEl comportamiento geomecánico de los diferentes materiales depende básicamente dela resistencia de la roca, el grado de fracturamiento del macizo rocoso y la resistenciade las discontinuidades.



3.5. Resistencia de la Roca Encajonante y el MineralEs la relación entre la resistencia de la roca a la comprensión simple y la presiónejercida por el peso del recubrimiento, sobre esta, la que puede calcularse a partir de laprofundidad y la densidad de la roca.Para nuestro caso se tiene los siguientes: Resistencia comprensión Simple: En la caliza según Instituto TecnológicoMinero oscila entre 100 – 250, lo confirma lo obtenido de 100 Mpa (techo),160 Mpa (piso). Mas el mineral muestra 55 Mpa. Profundidad: La vetas se encuentran a 605 m (aproximadamente). Densidad: En mineral es de 3Tn/ m3, en caja y techo es de 2.6 Tn/m3.Para obtener la presión de recubrimiento es la multiplicación de la profundidad y ladensidad: Mineral : 605*3 = 1815 Tn/m2 * 0.00980504 = 17.796 Mpa Caja techo y piso : 605*2.6 = 1573 * 0.00980504 = 15.42 MpaFinalmente, resistencia de la matriz rocosa: Mineral: 3.09 Caja techo: 6.484 Caja piso: 10.3739

3.6. Espaciamiento entre fracturas y resistencia de las discontinuidades

Para Mineral: Pequeño y Media, respectivamente.Para Caja Techo: Pequeño y Grande, respectivamente.Para Caja Piso: Grande y Media, respectivamente.



Tabla 3.2. Características Geomecánicas en el yacimiento1. RESISTENCIA DE LA MATRIZ ROCOSA= Resistencia a comprensión simple (MPa)/Presión de recubrimiento (MPa)- Pequeño : < a 8- Media : 8 – 15- Alta > 152. ESPACIAMIENTO ENTRE FRACTURAS

Fracturas/m

RQD (%)

- Muy Pequeño > 16 0 – 20- Pequeño 10 – 16 20 – 40- Grande 3 – 10 40 – 70- Muy Grande > 10 70 – 1003. RESISTENCIA DE LAS DISCONTINUIDADES

- Pequeña: Discontinuidades limpias con unasuperficie suave o con material de rellenoblando.- Media: Discontinuidades limpias con unasuperficie rugosa.- Grande: Discontinuidades rellenas con unmaterial de resistencia igual o mayor que la rocaintacta.

3.7. Elección por el Método NuméricoPara determinar el posible método de minado a emplear para la explotación de laVetas, se empleará el método de análisis numérico desarrollado por DAVID E.NICHOLAS, para luego evaluar el margen de utilidad que deja dicho método, el métodoque ofrezca la mayor rentabilidad al proyecto será el método a emplear. Se presentaranlos cuadros de las valoraciones para la geología y geomecánica en los anexos.



Tabla 3.3. Resumen de Parámetros y Características del YacimientoPARAMETROS CARACTERISTICAS

Geológicas

Forma del Yacimiento : TabularPotencia del Mineral : Muy EstrechaInclinación : IntermediaDistribución de leyes : Gradual o DiseminadoProfundidad : 605 m.

Geomecánicas

Zona de Mineral

Resistencia de la roca : PequeñaEspaciamiento entre fracturas : PequeñaResistencia de discontinuidades : MediaZona de Caja Techo

Resistencia de la roca : PequeñaEspaciamiento entre fracturas : PequeñaResistencia de discontinuidades : GrandeZona de Caja Piso

Resistencia de la roca : MediaEspaciamiento entre fracturas : GrandeResistencia de discontinuidades : MediaTabla 3.4. Elección del Método de Minado

Por lo tanto, los métodos de explotación que van a ser utilizados serán el Método deCorte y Relleno (puntaje 33) y el Método de Tajeo Largos (puntaje 27).



CAPITULO IV

DIMENSIONAMIENTO GEOMECANICO DE TAJEOS

4.1. IntroducciónDurante los trabajos de exploración de U.E.A Solitaria, mediante labores de desarrollo yperforaciones diamantinas, se acopio la respectiva información geomecánica básica,con la cual se evaluó las condiciones de la masa rocosa del yacimiento, a partir de lascuales se establecieron los parámetros de diseño del método de minado de TajeosAbiertos por Subniveles y Corte y Relleno Ascendente.Las dimensiones de los tajeos fueron determinadas utilizando técnicas geomecánicasvariadas, entre las cuales se aplicó el “Método Gráfico de Estabilidad”, el cual sepresenta en este trabajo, y que ha demostrado ser una herramienta adecuada dediseño, a fin de mejorar la productividad.En “Método Gráfico de Estabilidad” fue desarrollado por Potvin (1988), Potvin y Milne(1992) y Nickson (1992), siguiendo los trabajos iniciados por Mathews et. Al. (1981).La versión actual del método, basado en el análisis de más de 350 casos históricosrecolectados de minas subterráneas canadienses, toma en cuenta los principalesfactores de influencia del diseño de tajeos. Información sobre la estructura y resistenciade la masa rocosa, los esfuerzo alrededor de la excavación, y el tamaño, forma yorientación de la excavación, es utilizada para determinar si el tajeo será estable sinsostenimiento, o con sostenimiento, o inestable aun con sostenimiento. El métodotambién es adecuado para el dimensionamiento del sostenimiento con cablebolt.En forma resumida, el procedimiento de diseño aplicando este método está basado enel cálculo de dos factores: N' y S. El primero ese el número de estabilidad modificado yrepresenta la habilidad del macizo rocoso para permanecer estable bajo una condiciónde esfuerzo dado. El segundo es el factor de forma o radio hidráulico que toma encuenta el tamaño y forma del tajeo.El número de estabilidad N' se define como:N' = Q' x A x B x CDonde: Q' es el Indice de Calidad Tunelera Q modificadoA es el factor de esfuerzo en la roca



B es el factor de ajuste por orientación de las juntasC es el factor de ajuste gravitacionalEl factor de forma o radio hidráulico S, para la superficie del tajeo bajo consideración,se obtiene dividiendo el “área de la sección transversal de la superficie analizada” entreel “perímetro de la superficie analizada”.Usando los valores del número de estabilidad N', y el radio hidráulico S, se puedenestimar la estabilidad de un tajeo a partir del “gráfico de estabilidad”4.2. Estructura de la Masa RocosaToda la información geomecánica concerniente con la estructura de la masa rocosa delyacimiento fue registrada como parte de los trabajos realizados para el diseño de lostajeos, de tal manera que se tuvieron disponibles: Los planos geológicos- estructurales, que contienen principalmente las estructurasmayores, típicamente consistentes en fallas. Los formatos de mapeo geomecánico, tanto de afloramientos rocosos subterráneoscomo de testigos de las perforaciones diamantinas para exploración, que contienenlas características estructurales de las discontinuidades y las características decalidad de la masa rocosa expresadas en valores RMR (Bieniawski, 1989) Los planos geomecánicos, que contienen la delimitación de los dominiosestructurales de las excavaciones realizadas, en términos de rangos de valores decalidad de la masa rocosa (RMR).4.3. Clasificación Q'El índice de Calidad Tunelera modificado Q', es calculado a partir de los resultados delmapeo estructural de la masa rocosa, exactamente de la misma forma que laclasificación del a masa rocosa NGI (Barton et. al., 1974) estándar, excepto que el factorde reducción del SRF es fijado 1.00. El sistema no ha sido aplicado en condiciones conagua subterránea significativa, de tal manera que el factor de reducción por agua enjuntas Jw es comúnmente 1.0. En el caso de Solitaria, la presencia de agua no essignificativa.



Los datos registrados, a partir de los mapeos geomecánicos, son utilizados aqui paracalcular el Indice de Calidad Tunelera modificado Q', según la siguiente la ecuación 1:

El RQD promedio del yacimiento, medido en los testigos de las perforacionesdiamantinas de exploración, es de 45 %, con un rango de 35% a 55%, los valoresmenores se encuentran en el techo y los valores mayores se encuentran en el piso.Basado en una detallada inspección del amasa rocosa en las labores de preparación delTajeo 780 y otras aéreas locales de las excavaciones de desarrollo, se establece que notodos los 5 sistemas de discontinuidades ocurren en todos los lugares, y que unadescripción razonable del diaclasamiento es “Dos sistemas de juntas mas juntasaleatorias”. Para esta descripción, el cuadro de valoraciones del Sistema Q de Barton,indica que Jn = 6.Según los registros y las constataciones efectuadas en el campo, el número derugosidad de las juntas Jr, son ligeramente rugosas, correspondiéndole a Jr el valor de1.5. Similarmente, el número de alteración Ja de la junta es 4, puesto que presentapartículas arenosas, libre de arcilla.Se debe indicar que los valores arriba señalados para los diferentes parámetrosconsiderados del Sistema Q, son valores representativos de las condiciones promediasde la masa rocosa.Los valores de Q', estimados para las condiciones promedias de la masa rocosa.Tabla 4.1. Valores de Q'

CARACTERIZACION DEL MACIZO ROCOSO Q' - RMR

UBICACIÓN RQD Jn Jr Ja Q' RMRCAJA TECHO 40 4 2 3 6.67 61.08VETA 45 6 1.5 4 2.8 53.27CAJA PISO 75 6 1.5 4 4.69 57.91



4.4. Factor Esfuerzo en la RocaEl factor de esfuerzo en la roca “A”, refleja los esfuerzos actuantes sobre las caras libresdel tajeo abierto en profundidad. Este factor es determinado a partir de la resistenciacomprensiva no confinada de la roca intacta “σc” y el esfuerzo actuante paralelo a lacara expuesta del tajeo bajo consideración “σ1”. El factor de esfuerzo de la roca “A”, espor lo tanto determinado a partir de la relación σc/ σ1 (resistencia de la roca intacta aesfuerzo compresivo inducido) sobre el borde de la abertura.Para σc /σ1 < 2 : A = 0.1Para 2 < σc /σ1 < 10 : A = 0.1125 (σc /σ1) – 0.125Para σc /σ1 > 10 : A = 1.0

Figura 4.1. Factor de esfuerzo “A” en la roca, para diferentes valores de σc /σ1.Para establecer el Factor A, debe tenerse los datos numéricos de las componentesseñaladas anteriormente, los cuales están referidas a “la resistencia a la compresión dela roca intacta “σc", la cual se obtiene por medio de ensayos de laboratorio o por mediode pruebas de golpe con el martillo de Smith, para nuestro caso se ha aplicado estaultima para determinar la resistencia a la compresión , en la cual se han realizadopruebas de golpe que arrojan un determinado número de rebotes, los cuales sonaplicados en una fórmula que relaciona el ángulo de impacto y el número de rebotes,obteniéndose de esta manera la resistencia a la compresión de la roca intacta.Para obtener los resultados del esfuerzo máximo inducido, se emplea el criterio derotura de Hoek & Brown, para esto se utiliza el programa de computo RocLab.



Figura 4.2. Análisis de Criterio de Falla, utilizando RocLab, para mineral.

Figura 4.3. Análisis de Criterio de Falla, para Caja Techo



Figura 4.4. Análisis de Criterio de Falla, para Caja Piso.Tabla 4.2. Características de la roca intacta

Ubicación ri MPa miCaja Techo 90 9Veta 80.0 10Caja Piso 100.0 12El valor mi, es la constante de la masa rocosa que depende de las propiedades de laroca y del grado de fracturación antes de ser sometidas a esfuerzos.Asimismo mostramos el resumen del análisis de criterio de falla de macizo rocoso.



Tabla 4.3. Detalla las propiedades mecánicas del macizo rocoso, obtenidas mediantecaracterización geomecánica y empleando el criterio de falla o roturaempleado por HOEK y BROWN

Para determinar la magnitud de esfuerzos insitu (esfuerzo vertical y horizontal), estosson calculados utilizando el concepto de carga litostática desarrollado para casosgeoestáticos, el cual supone que la roca durante su historia geológica ha estadosometida solamente a cargas litostática, por ende los esfuerzos geoestáticos producidosson los debidos al peso propio del macizo rocoso y pueden variar con la profundidad.Para lo cual el esfuerzo vertical esta dado por la siguiente ecuación 2:En esta expresión; “σv” es el esfuerzo vertical in-situ dado en MPa, “γ” es el pesounitario promedio de la roca sobreyacente (2.57 Tn/m³) y “Z” representa la cargalitostática expresada en metros (600 m). Desarrollando esta ecuación se obtiene elvalor del esfuerzo vertical in-situ de 16.2 Mpa.Con el esfuerzo vertical in-situ, se procede a estimar el esfuerzo horizontal in-situ enfunción del producto del esfuerzo vertical y la constante de SHOREY (1994) ocoeficiente de distribución de esfuerzos “K”. Para determinar la constante de Shorey, se

Propiedad Unid C. Techo Veta C. PisoRMR de Bieniawski1989 70 75 75Resistencia a laCompresión r.i. MPa 90 80 100Constante "m" r.i. 9 10 12 (*) Constante m de roca intactaDensidad MN/M³ 0.026 0.027 0.027Resultados Criterio HOEK - BROWNConstante "mb" 2.58 3.43 4.11 (*) Constante m de roca disturbadaConstante "sd" 0.02 0.04 0.04 (*) Constante s de roca disturbadac MPa. 12.78 15.04 18.8 (*) Resistencia compresiva delmacizo rocoso MPa. -0.71 -0.83 -0.87 (*) Resistencia a la tracción delmacizo rocoso3 MPa. 5.62 2.99 6.38 (*) Esfuerzo principal menorinducido1 MPa. 43.82 35.27 60.85 (*) Esfuerzo principal mayorinducido



considera la curvatura terrestre, las variaciones de las constantes elásticas, la densidady los coeficientes de expansión térmica a través de la expresión, ecuación 3:Para esta expresión se tienen conocidas las variables “E” modulo de elasticidadpromedio de la roca GPa (17 GPa) y “z” profundidad desde la superficie 600 m (zonamás baja del estudio). Despejando los valores anteriores en la ecuación se estima que elvalor del coeficiente de distribución de esfuerzos o constante de Shorey “k” es igual a0.60. Conocidas las variables de esfuerzo vertical in-situ y la constante de Shorey “k”,se obtiene la magnitud del esfuerzo horizontal in-situ de 9.191 Mpa.De lo anterior expuesto, se resumen en la tabla 4.4. los valores de los esfuerzos in-situy los esfuerzos inducidos calculados.Tabla 4.4. Esfuerzo del macizo rocosoZona Roca Intacta Esfuerzos In - situ Esfuerzos InducidosResistencia Compresión(Mpa) Vertical(Mpa) Horizontal(Mpa) Máximo (Mpa) Mínimo (Mpa)

Techo 90 16.2 9.7 43.82 5.62Veta 80 35.27 2.99Piso 100 60.85 6.38

Para calcular el valor del Factor A, se emplean los datos expuestos anteriormente en latabla 4.4, los cuales tienen que estar relacionados de acuerdo a la ecuación 4.

A continuación se presenta la tabla 4.5, donde se resumen los factores obtenidos, elsistema de clasificación al que pertenece y la expresión hallada.Tabla 4.5. Factor A

Relación c/1 Factor "A"

Tipo de ZonaCaja Techo 2.05 0.12Veta 2.27 0.14Caja Piso 1.64 0.1



4.5. FACTOR DE AJUSTE POR ORIENTACION DE LOS SISTEMAS DE

DISCONTINUIDADESEl factor de ajuste por orientación de los sistemas de discontinuidades, B, toma encuenta la influencia de estas sobre la estabilidad de las caras del tajeo. Muchos casos defallas estructuralmente controladas ocurren a lo largo de discontinuidades críticas, lascuales forman un pequeño ángulo con la superficie libre. Mientras el ángulo entre ladiscontinuidad y la superficie sea más pequeño, será más fácil que el puente de rocaintacta, mostrado en la Fig. 6.5, se rompa por efecto de la voladura, esfuerzos o por otrosistema de discontinuidades.

Figura 4.5. Orientación de la discontinuidad critica con respecto a la superficie dela excavación (Según Potvin, 1988)Cuando el ángulo θ se aproxima a o, ocurre un ligero incremento de la resistencia,desde que los bloques de roca diaclasada actúan como una viga o losa. La influencia delas discontinuidades críticas sobre la estabilidad de la superficie de la excavación, esmás alto cuando el rumbo es paralelo a la superficie libre, y es más pequeño cuando losplanos son perpendiculares entre sí.



El factor B, que depende de la diferencia entre la orientación de la discontinuidadcritica y cada cara del tajeo.Tabla 4.6. Factor B

SistemasDiscontinuidades Dif. en el Rumbo

Dif en elBuzamiento Factor "B"

Tipo deZona

Caja Techo 2 0 52 0.64Veta 1.00 5 45 0.42Caja Piso 1.00 5 18 0.2

4.6. FACTOR DE AJUSTE POR EFECTO DE LA GRAVEDADEl factor C, es un ajuste por el efecto de la gravedad. La falla del terreno puede ocurrirdesde el techo debido a caídas inducidas por el gravedad o, desde las paredes del tajeo,debido a lajamientos o deslizamientos.Potvin (1988), sugirió que tanto los fallas inducidas por gravedad como las fallas porlajamientos, dependen de la inclinación de la superficie del tajeo C = 8 – 6 Cos α, odeterminado a partir del diagrama Fig. 6.6. 1 Este factor tiene un valor máximo de 8para paredes verticales y un valor mínimo de 2 para techos horizontales de tajeos.Las fallas por deslizamientos dependerán de la inclinación β de la discontinuidadcrítica, y el factor de ajuste C, es dado en la Fig. 6.6.2.

Figura 4.6. Factor de ajuste por Gravedad C, para caídas por gravedad ylajamientos. Según Potvin (1988)



Figura 4.7. Factor de ajuste por gravedad C, para modos de falla por deslizamiento.Según Potvin (1988).Tabla 4.7. Factor C

Ubicación Tipo de Caída (Inclinación de lasuperficie del tajeo)

(Inclinación dela junta critica) Factor "C"

Caja Techo Caídas por gravedad oLajamientos 80.00 - 6.96

Veta 72 - 6.15Caja Piso Deslizamiento 70.00 40 7.05

Luego, los factores de ajuste por gravedad, serian: C = 6.96, para el caja techo del tajeo,C= 6.15, para la veta y C= 7.05 para el piso.4.7. EL METODO GRAFICO DE ESTABILIDADSegún el procedimiento de diseño señalado en la introducción y utilizando los datosdesarrollados previamente, se ha calculado el número de estabilidad N' para el Cajatecho, Veta y Caja piso de un Tajeo en UEA. Solitaria. Los resultados se presentan en elTabla 4.8.Tabla 4.8. Número de Estabilidad N'

UBICACIÓN Q' A B C N'Caja Techo 6.67 0.119 0.630 6.96 3.48Veta 2.80 0.139 0.415 6.15 0.99Caja Piso 4.69 0.100 0.200 7.05 0.66



Para iniciar con la iteración sucesiva, la intersección de número de estabilidad máximocon las curvas dadas, arroja valores crecientes para del radio hidráulico para distintosposibles (desde diseño en zona estable a hundimiento del terreno). A partir del mínimovalor de radio hidráulico, se comienza a dimensionar longitud que tendrá el tajeo en elrumbo de la veta.4.8. RADIO HIDRAULICOConocidos los parámetros que fueron definidos en la etapa de planeamiento y diseño,los cuales son altura de bloque (H) y potencia de la veta (p). Lo que se quiere con estemétodo es conocer la tercera dimensión que tendrá nuestro tajo, de manera tal que seaseguro y productivo. Para estimar este valor, analizamos la ecuación de RH. En dosincógnitas las cuales son la longitud del tajeo (L) en el rumbo de la veta y el valor delradio hidráulico “S”. Considerando esta restricción y habiendo ya determinado elNúmero de Estabilidad, se procede a determinar el Radio Hidráulico, el procedimientodel cálculo consiste en ingresar con el número de estabilidad N’ máximo halladoanteriormente, al diagrama del Fig. 6.8, en la cual, para los valores N´ determinados, loscorrespondientes valores de Radio Hidráulico S para los tajeos estables sinsostenimiento, en zona de transición y en zona estable con sostenimiento son:

Figura 4.8. Grafico de estabilidad que muestra zonas de terreno estable, terrenohundible y terreno con requerimiento de sostenimiento. Según Potvin(1988), modificado por Nickons (1992)



Tabla 4.9. Radio HidráulicoUbicación N´ RADIO HIDRAULICO

ZonaEstable

Zona deTransición

Estable conSostenimientoCaja Techo 3.48 4.7 6.5 9Veta 0.99 3.5 4.7 7Caja Piso 0.66 3 4.5 6.8

Pero para definir el valor optimo de S’ y con este sacar el mejor provecho a lasdimensiones del tajeo en el rumbo de la veta, se debe respetar una premisa de laminera, “producción con seguridad y rentabilidad”, para lo cual el diseño se encontraráen el límite del autosoporte, aprovechando al máximo las propiedades del macizorocoso. En la tabla, se puede observar la iteración realizada para determinar la longituddel tajeo optima.Tabla 4.10. Estimación del radio hidráulicoPOTENCIAVETA ALTURA TAJEO LONGITUD ENEL RUMBO DEVETA RADIOHIDRAULICOConstante Constante A determinar Variable1.8 50 9.52 41.8 50 11.58 4.7 (*) R.H Mínimo según la grafica1.8 50 12.5 51.8 50 14.1 5.51.8 50 15.78 61.8 50 17.57 6.51.8 50 19.44 71.8 50 21.43 7.51.8 50 23.53 81.8 50 25.76 8.51.8 50 28.13 91.8 50 30.65 9.51.8 50 33.33 101.8 50 36.21 10.51.8 50 39.23 111.8 50 42.59 11.51.8 50 46.15 12(*) Zona Estable sin sostenimiento(*) Zona de Transición sin Sostenimiento(*) Zona Estable con Sostenimiento



Conociendo el Radio Hidráulico, la potencia de la veta y la altura de diseño del tajeo, eldiseño consiste en determinar la tercera dimensión en el rumbo de la estructuramineralizada. En el cálculo se asume que la altura de diseño es la diferencia de niveles,la cual está estimada en 50 metros de longitud.La recomendación es no pasar 25-30 m en la dimensión en rumbo del cuerpo, estoconsiderando la utilización del sostenimiento sistemático de los tajeos.Estos resultados indican que las condiciones geomecánicas de la caja techo, permitentener ancho de tajeos de hasta 4 a 5m con longitudes de tajeos en toda la potencia delcuerpo. Lo cual implica hacerse tajeos de 5 m de ancho, 1.8m de potencia y 50 m dealtura.4.9. ELOS - EQUIVALENTE LINEAL DE SOBRE ROTURA / DESPRENDIMIENTOInvestigaciones resientes realizadas por Mah, 1997 y Clark, 1998, en la UBC, hanaumentado el grafico de estabilidad con tajeos en los cuales se emplea el sistema demonitoreo de cavidades (Miller en 1992). Esto ha permitido cuantificar la cantidad dedilución empleando un parámetro definido como el Equivalente Lineal de Sobreexcavaciones (ELOS por Clark, 1997), como se muestra en el Figura 4.9, en la que setrata de expresar las mediciones volumétricas de sobreexcavación a una profundidadmedia sobre la superficie del tajeo. Para la estimación de su valor se requiere de lamodelización de un algoritmo matemático dado su complejidad.

Figura 4.9. Equivalente lineal de sobrerotura



Para la estimación del factor ELOS en el proyecto de estudio, y habiendo estimado losparámetros Número de Estabilidad N´ y Radio Hidráulico S, estos resultados soningresados al Figura 4.10, “estimación empírica de la pared de desprendimiento”, lacual se compone de una base de datos de más de 88 observaciones (Clark y Pakalnis,1998), cabe resaltar que esto método es únicamente empleado únicamente para la cajatecho como la caja piso.

Figura 4.10. Estimación de los ELOSDel grafico se concluye que para la zona de estabilidad se tiene un ELOS menor a 0.6metros, siendo definido como estable dado que el daño a la pared solo será porexplosión, para la zona de transición sin sostenimiento se tiene un ELOS aproximado de1.5 metro, ubicándose en la zona de desprendimientos menores, mientras que para lazona de estabilidad con sostenimiento se tiene un ELOS de menor a 2 metros,obteniendo un moderado desprendimiento.



CAPITULO V

DISEÑO DE LABORES MINERAS DE LOS NIVELES 265, 245, 205, 180

5.1. Descripción GeneralLos niveles 265, 245, 205, 180 serán las principales labores de preparación y desarrollode la Unidad Solitaria de Compañía minera San Valentín s.a.Se ha diseñado las labores mineras en base a las dimensiones de las excavaciones, eltiempo de autosostenimiento y el tipo de sostenimiento a emplear.Se ha realizado el presente estudio denominado “DISEÑO DE LABORES MINERAS DELA UNIDAD SOLITARIA 2012”, para sustentar el Diseño y Planeamiento de Operacionesdel presente Proyecto.5.2. Cálculo de aberturas Máximas de las excavacionesLa abertura máxima de una labor depende de la relación de sostenimiento de laexcavación (ESR) y del valor del RMR de la clasificación geomecánica de Bieniawski.Ancho máximo sin sostenimiento = ESR x exp ((RMR-25)/22)Se calculó el ancho máximo sin sostenimiento para cada tipo de roca (RMR)predominante que se encontró la Unidad Solitaria en los niveles 265, 245, 205, 180.Niveles (ESR = 1.6)

Para: RMR = 75 ( F/MB)Ancho máximo sin sostenimiento = 1.6 x exp ((75-25)/22) = 15.53 Para: RMR = 70 ( MF/MB)Ancho máximo sin sostenimiento = 1.6 x exp((70-25)/22) =12.37 Para: RMR = 67 (MF/B)Ancho máximo sin sostenimiento = 1.6 x exp((67-25)/22) =10.80 Para: RMR = 65 (F/B)Ancho máximo sin sostenimiento = 1.6 x exp((65-25)/22) = 9.86



Galerías (ESR = 1.6)

Para: RMR = 60 , GSI = MF/BAncho máximo sin sostenimiento = 1.6 x exp((60-25)/22) = 7.85 Para: RMR = 55 , GSI = MF/BAncho máximo sin sostenimiento = 1.6x exp((55-25)/22) = 6.26 Para: RMR = 52 , GSI = MF/RAncho máximo sin sostenimiento = 1.6x exp((52-25)/22) = 5.46 Para: RMR = 50 , GSI = MF/RAncho máximo sin sostenimiento = 1.6x exp((50 -25)/22) = 4.98

Chimeneas (ESR = 2)

Para: RMR = 60 , GSI = F/BAncho máximo sin sostenimiento = 2 x exp((60-25)/22) = 9.82 Para: RMR = 55 , GSI = MF/BAncho máximo sin sostenimiento = 2 x exp((55-25)/22) = 7.82 Para: RMR = 52 , GSI = MF/RAncho máximo sin sostenimiento = 2 x exp((52-25)/22) = 6.82 Para: RMR = 50 , GSI = MF/RAncho máximo sin sostenimiento = 2 x exp((50-25)/22) = 6.23



5.3. Cálculo de los Tiempos de AutosostenimientoDel siguiente gráfico podemos hallar el tiempo de autosostenimiento de las labores enfunción del Span (ancho) del techo y el RMR.

Según el gráfico los resultados del tiempo de autosostenimiento respecto al span deltecho son los siguientes: Para labores con 1.2 metros de abertura en roca de RMR 50, 52, 55, 60, 65, 67, 70 y75 (GSI: MF/R, MF/R, MF/B, MF/B, F/B, MF/B,MF/B,F/MB) no se requieresostenimiento (el tiempo de autosostenimiento es muchos años). Para labores con 1.5 metros de abertura en roca de RMR 55, 57, 60, 65, 67, 70 y 75(GSI: MF/R, MF/R, MF/B, F/B, MF/B, MF/MB,F/B) no se requiere sostenimiento (eltiempo de autosostenimiento es muchos años). Para labores con 2.5 metros de abertura en roca de RMR 50 (GSI: MF/R ); nosresulta un tiempo de autosostenimiento de 900 horas ( 37.5 días) Para labores con 3 metros de abertura en roca de RMR = 50(GSI=MF/R),



RMR=52(MF/R), RMR=55(MF/B), RMR=60(MF/B); nos resulta un tiempo deautosostenimiento de 600 Horas (25 días), 1000 horas (1.39 meses), 2000 horas(2.78 meses) y 7000 horas (9.72 meses). Para labores con 4 metros de abertura en roca de RMR 50, 52, 55, 60, 65, 67, 70 y75(GSI: MF/R, MF/R, MF/B, F/B, MF/B, MF/MB,F/B), nos resulta un tiempo deautosostenimiento de 300 horas ( 1.79 semanas), 600 horas ( 3.57 semanas) , 1150horas ( 1.59 meses), 4000 horas (5.56 meses), 11400 ( 1.32 años), 20 000( 2.3años), 30 000 ( 3.47 años). Para labores con 4.5 metros de abertura en roca de RMR = 50, 52, 55, 60, 65, 67, 70,75 nos resulta un tiempo de autosostenimiento de 275 días (11.45 días), 370 horas(15. 42 días), 900 horas (1.25 meses), 3000 (4.17 meses), 10000 horas (1.16 años),12860 horas (1.49años), 31000 (3.59 años), 90000 horas (10.42 años).5.4. Cálculo del Tipo de Sostenimiento de las laboresPara determinar el tipo de sostenimiento de las labores de Unidad Solitaria en losdiferentes niveles, utilizaremos el gráfico que se muestra a continuación, para lo cualnecesitamos calcular la dimensión equivalente (De).De = Ancho, diámetro o altura de la excavación (m)Relación de sostenimiento de la excavación (ESR)

Transformando a Q de Barton estimado:

RMR = 9 Ln Q + 44RMR = 75 es igual a Q = 31.19RMR = 70 es igual a Q = 17.97RMR = 67 es igual a Q = 12.89RMR = 65 es igual a Q = 10.31RMR = 60 es igual a Q = 5.92RMR = 55 es igual a Q = 3.39RMR = 52 es igual a Q = 2.43RMR = 50 es igual a Q = 1.95



Tomando como datos de entrada el De en el eje de las ordenadas y la zonificacióngeomecánica (GSI) en eje de las abscisas obtenemos el tipo de sostenimiento de lasdiferentes zonas geomecánicas de la Unidad Solitaria.



Según el gráfico los tipos de sostenimiento de la zonificación geomecánica en laslabores deben ser los siguientes:NIVELESDe = 4.5/1.6 = 2.81Para RMR = 75, 70, 67, 65 ( F/MB, MF/MB, MF/B, F/B)Resulta: El espacio amarillo, No se necesita sostenimiento o en todo caso pernospuntuales.GALERIASDe = 4/1.6 = 2.5Para RMR= 50, resulta el espacio el color celeste, se necesita perno de 1.2 x 1.2 m.Para RMR= 52 y 55, resulta el espacio de color rojo, se necesita perno de 1.5x1.5m.Para RMR = 60, resulta el espacio amarillo, sin sostenimiento.CHIMENEASDe = 2.5/2 =1.25 Para: RMR = 50, 55, 52 y 60 (MF/R, MF/R, MF/B,MF/B)Resulta: Zona amarilla, No se necesita sostenimiento o en todo caso Pernos Puntuales.5.5. CONTROLES DE CICLOS DIVERSOS EN MINA SEGÚN CATEGORIA



CAPITULO IV

CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES

6.1. ConclusionesLos niveles 180, 205, 245 Y 265 son las principales labores de preparación y desarrollode la Unidad Solitaria de la compañía minera San Valentín s.a. enseguida se da a detallepor niveles como es que se presenta la roca.Nivel 180. La clasificación geomecánica corresponde a macizos rocosos del tipo RII, suresistencia a la compresión simple es > 250 MPa, ya que solo produce descascaro a laroca con varios golpes de picota. La clasificación RMR varía entre 61 – 80.Nivel 205. La clasificación geomecánica corresponde a macizos rocosos del tipo RII, enel crucero 910 por la dirección de la labor se presentan cuñas en el techo por lo que sedeberá sostener con pernos Helicoidales o Hidrabolt, su resistencia a la compresiónsimple es > 250 MPa, pero también presenta una falla local con Rbo. N10ºE y 26ºSE elcual no modifica la formación estructural. También presenta filtración de agua el cualreduce el RMR, pero sin sacarla de su clase. El RMR varía entre 61 – 80.Nivel 245. La clasificación también es del tipo RII, con resistencia a la compresión > 250MPa, con un RMR que varía entre 61 – 80, es una zona emplazada en caliza alteradacuyas filtraciones de agua reducen la clasificación aunque no es relevante. Los tajeostambién se deberán sostener con perno y malla o con cuadros si hay presencia de agua.Nivel 265. Este nivel se encuentra en roca Caliza con presencia de agua, por lo querequiere sostenimiento con perno sistemático, su clasificación es del tipo RII con RMRque varía entre 61 – 80. Las zonas donde se emplaza el cuerpo mineralizado ya ha sidominado por lo que requiere sostenerse con cuadros de madera ya que los disparos en lazona de recuperación van a afectarlo.Los niveles 265, 245, 205 y 180 son las principales labores de preparación y desarrollode la Unidad Solitaria de la compañía minera San Valentín S.A. en la mina se tiene lapresencia de tres familias de discontinuidades los cuales pueden formar cuñas enfunción a la dirección de las labores.



6.2. RecomendacionesEn el macizo rocoso del Unidad Solitaria se observa que predomina el tipo de rocatipo II con RMR de 61 a 80, se recomienda en función al tipo de roca encajonante y ala naturaleza competente de las calizas. Considerando lo anteriormente expuesto seha seleccionado el método de Corte y Relleno Ascendente, lo que implicanecesariamente la realización de trabajos preliminares de desarrollo, preparación yla última fase de explotación propiamente dicha.



7. ANEXOS

Tabla 7.1. Resistencia de la Roca por GSIDenominación Reconocimiento Mpa Aprox.R1 Roca muy Débil Deleznable con laparte puntiagudadel martillo Smith 1 a 5R2 Roca Débil Se hacen marcas conla parte puntiagudadel martillo degeólogo 5 a 25R3 Roca Media Se rompe con fuertegolpe de martillo degeólogo 25 a 50R4 Roca Dura Más de un golpe demartillo necesariopara romper la roca 50 a 100R5 Roca muy Dura Muchos golpes demartillo necesariospara romper la roca 100 a 250R6 RocaExtremadamenteDura Sólo saltan esquirlasde roca golpeandocon el martillo > 250

Tabla 7.2. Características Geológicas del Yacimiento



Tabla 7.3. Parámetros de Mineral

Tabla 7.4. Parámetros de Caja Techo

Tabla 7.5. Parámetros de Caja Piso



BIBLIOGRAFIA

Handbook”. 2904 Pages. CRC PRESS LLC. Boca Raton. USA, 2003. HOEK, Evert. “Rock Engineering”. Grupo de Ingeniería de Rocas. Ontario,2000. INSTITUTO TECNOLÓGICO GEOMINERO DE ESPAÑA (ITGE) y EPTISA.“Manual de Ingeniería de Taludes”. Madrid, 1986. Manual de Mecánica de Rocas – Minería y obras Civiles. Lima-Perú.

informe geomecánico solitaria final total

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