Diseo Geomecnico del Mtodo de Minado Sublevel Stoping de la

Mina Santa Pancha

R. Cabrera Superintendente Corporativo de Geomecnica

Triton Minera S.A. B2gold. Corp., Nicaragua RESUMEN: La mina Santa Pancha de Triton Minera S.A. pertenece a la Minera Canadiense B2 Gold Corp. el cual est situada en Nicaragua, en el Departamento de Len y Distrito de Malpaisillo a una altitud de 70 msnm. Para la explotacin subterrnea de oro en vetas subverticales de potencias de veta entre 3 a 10 m se viene utilizando el mtodo de explotacin Sublevel Stoping. La mina Santa Pancha tiene planificado realizar la explotacin de mineral en profundidad, para el cual se ha realizado el dimensionamiento geomecnico del mtodo de minado en base a criterios empricos y analticos, los cuales han permitido definir las dimensiones estables de las cmaras y pilares de los tajeos de explotacin. En base a la informacin geolgica y geotcnica de los sondeos de perforacin diamantina, complementada con la informacin de terreno recopilada en las labores mineras subterrneas de la zona de profundizacin, se desarroll el presente proyecto geotcnico a fin de determinar las condiciones geomecnicas del macizo rocoso en profundidad y definir las dimensiones estables de las cmaras y pilares de explotacin con una secuencia de minado que permita maximizar la recuperacin de mineral y permita reducir la creacin de pilares de roca. Para la clasificacin geomecnica del macizo rocoso se utilizaron los sistemas RMR y Q, la resistencia del macizo rocoso fue estimada mediante el criterio de falla de Hoek y Brown. El dimensionamiento de las cmaras de los tajeos de explotacin se realiz mediante el mtodo grfico de Mathews en su versin ms reciente. Los pilares fueron diseados mediante el mtodo emprico de Obert y Duvall, la resistencia de los pilares fue calculada por el mtodo emprico de Lunder y Pakalnis. Finalmente, como un complemento a la metodologa emprica utilizada se realiz el anlisis de esfuerzos y deformaciones a travs de un modelamiento geotcnico de elementos finitos.

1 INTRODUCCIN

La mina Santa Pancha es una Unidad de Minera Triton S.A. situada en el distrito de Malpaisillo, Departamento de Len en Nicaragua, a una altitud de 80 msnm, emplazada sobre una topografa de relieve ondulado con laderas escarpadas y fondos de valles; la explotacin subterrneas actual se emplaza en dos estructuras minerales subverticales de 60 a 65 de buzamiento con contenido de oro. Las estructuras mineralizadas son tabulares y subverticales, paralelas entre si denominados veta Hanging Wall ubicado en el techo y la veta Foot Wall ubicada en el piso, ambos separados por un paquete de roca estril de 10 a 20 m de espesor.

El plan de minado del 2014 y 2015 contempla el

proyecto de profundizacin de la Mina Santa Pancha que est comprendido entre el Nv -126 al Nv -202 en un rea minable de 300 m de longitud y 100 m de altura de ambas estructuras. Para la determinacin de las dimensiones de las cmaras abiertas y la reduccin de disposicin de pilares de roca durante la explotacin, se utiliz criterios empricos y analticos ampliamente utilizados en la actividad minera. La Figura 1 muestra una vista isomtrica de la mina Santa Pancha; en superficie se ubica la zona del Tajo Pozo 2 que est explotado y rellenado, por debajo se sita la zona antigua de explotacin (de la base del Tajo Pozo 2 hasta el Nv -61), por debajo se encuentra la zona de explotacin reciente (entre el Nv -118 al -80) y la zona del proyecto de profundizacin comprende del Nv -126 al Nv -202.

Figura 1: Isomtrico de Mina Santa Pancha

2 MODELO GEOMECANICO

2.1 Geologa La mina Santa Pancha presenta una configuracin

litolgica volcnica y volcanoclstica de estructura efusiva y explosiva que conforma toda la columna estratigrfica de la zona. La exposicin rocosa est conformada por flujos volcnicos compuestos generalmente por andesitas de la Unidad Talavera, que corresponde a la parte inferior del Grupo Coyol y que se extiende hasta la Mina Talavera al Noreste de la Mina Santa Pancha.

El entorno litolgico de la zona de profundidad

presenta andesitas con tonalidades grisceas con textura fina, presentndose sana y en las zonas de contacto con el mineral con ligera a moderada alteracin. Esta alteracin se debi a la presencia de fludos hidrotermales con las rocas de las cajas, dando origen a un patrn geolgico el cual grada desde una silicificacin a una alteracin arglica.

El oro es muy fino y relativamente con uniforme distribucin y se presenta en bandas masivas de cuarzo que se encuentra silisificado y brechado que forman 02 vetas mineralizadas denominadas veta Hanging Wall y veta Foot Wall emplazadas dentro de rocas de flujos andesticos con Rumbo N10-20E y con buzamiento de 60 a 65 y de anchos variables de 4m a 12m.

2.2 Estructuras

Las caractersticas geoestructurales ms

importantes comprenden los alineamientos de los sistemas de fallas en forma regional y local, as mismo las fallas y fracturas que controlan la estabilidad del macizo rocoso. Una falla importante es el encontrado en el techo de la veta HW el cual va paralelo a la veta con una orientacin N10-20E/ 55-70E y con un espesor variable de 0.5 a 1.0 m apartado entre 5 a 10 m de la estructura mineral.

En las paredes de las labores subterrneas de

preparacin que interceptan las zonas de roca estril y mineral se efectu un levantamiento estructural de las discontinuidades expuestas. Para agrupar las discontinuidades en familias se utiliz el programa DIPS de Rocscience, cuyos resultados corresponden a las zonas de Caja Techo (CT), Caja Piso (CP) y Mineral (MIN). En estas tres zonas se presentan 2 familias bien definidas tanto en caja techo, caja piso y mineral, en las cuales las familias predominantes tienen direccin de 63/096 y 75/233 y familia

menos predominante tiene direccin de 55/296 en la zona de profundizacin entre el Nv -126 y Nv -202.

En la Tabla 1 se resumen los sistemas de discontinuidades hallados en cada zona y en las Figuras del 2 al 5 se muestra los estereogramas de los principales sistemas de discontinuidades en la zona de profundizacin.

Tabla 1: Principales Sistemas de Discontinuidades

Zona Set 1 Set 2 Set 3 Set 4

(Dip/dir) (Dip/dir) (Dip/dir) (Dip/dir)

CT 66/100 71/260 79/060 60/296

CP 51/290 62/089 76/200 65/354

MIN 62/118 58/096 74/229 79/018

Figura 2: Estereograma de Principales

Sistemas de Discontinuidades Caja Techo

Figura 3: Estereograma de Principales

Sistemas de Discontinuidades Caja Piso

Figura 4: Estereograma de Principales

Sistema de Discontinuidades Zona Mineral

Figura 5: Estereograma de Comsiti de Principales

Sistemas de Discontinuidades de Zona de Profundizacin

2.3 Roca Intacta Para determinar las propiedades fsicas y

mecnicas de la roca intacta en la zona de profundidad se efectu muestreo de los testigos de perforaciones diamantinas de la roca caja techo, caja piso y del mineral como tambin muestreo de las paredes expuestas de las labores de preparacin.

Los ensayos de mecnica de rocas fueron para

determinar principalmente las propiedades de resistencia de las zonas de la CT, CP y MIN. En la Tabla 2 y Tabla 3 se resumen los resultados de ensayos de laboratorio para la roca intacta.

Tabla 2: Propiedades Fsicas, Mecnicas y de Resistencia

Tipo

c

(MPa)

Litolog. (kN/m3)

c

(MPa

CT 26 53 15.2 120.0

CP 26 53 15.2 113.0

MIN 28 51 10.7 107.0

Tabla 3: Propiedades Elsticas y de Deformacin

Tipo E mi

Litolog. (GPa)

CT 20.13 0.25 21.24

CP 23.57 0.25 21.42

MIN 16.57 0.25 20.10

2.4 Calidad del Macizo Rocoso Para estimar la calidad del macizo rocoso de la

zona de profundizacin, se realizaron mapeos para clasificar el macizo rocoso mediante la determinacin del ndices: RQD (Deere, 1964), Bieniawski (RMR, 1989) y Barton (Q, 1974).

Se efectu el logueo geotcnico de los testigos de

perforacin de 20 taladros diamantinos que interceptan los blocks de mineral de la zona de profundizacin. Los testigos de roca fueron inspeccionados con el fin de identificar los tipos litolgicos y evaluar las caractersticas fsicas de las discontinuidades. Se determin el porcentaje de recuperacin, el ndice RQD, condiciones de las juntas, estimacin de la resistencia a la compresin de la roca intacta estimado y adicionalmente se realiz una campaa de muestreo de roca para la realizacin de ensayos de laboratorio de mecnica de rocas.

De acuerdo al logueo de los taladros diamantinos

y de acuerdo al mapeo de celdas realizadas en las labores de preparacin de la zona de profundidad, se concluye que el macizo rocoso en profundidad es de regular a buena calidad geotcnica, con valores de RMR para las rocas encajonantes entre 60 a 65 y 55 a 60 para la zona mineralizada, y valores de Qentre 4.5 y 5.5 para la roca encajonante y 4.5 y 5.0 para el mineral. En general, se describe que la roca se encuentra con moderado a bajo grado de fracturamiento con RQD variables entre 55% - 85%. La estimacin de la resistencia de la roca fue a partir del golpe del martillo de gelogo y ensayos de carga puntual que describen roca Moderadamente Dura a roca Muy Dura (R3 a R5) segn escala del ISRM.

Los sistemas de discontinuidades se encuentran

espaciadas entre 30 a 70 cm, con superficies ligeramente rugosas a rugosas, baja continuidad y con material de duro y suave, el grado de alteracin se presenta de ligero a moderado, las condiciones actuales de la mina indican que hay presencia de agua en forma de goteo y filtraciones menores a travs de las fracturas. En la Tabla 4 se resume los

ndices promedio de calidad del macizo rocoso para la zona de la CT, CP y MIN.

Tabla 4: ndices Promedio de Calidad del Macizo Rocoso

DOMINIO RQD (%) RMR Q Calidad

Geomecnica

CT 78 60 4.9 Buena

CP 85 62 5.0 Buena

MIN 70 58 4.6 Regular a Buena

2.5 Hidrogeologa La mina Santa Pancha por encontrarse cerca

de la zona de volcanes las excavaciones subterrneas presentan filtracin de aguas termales que fluyen a travs de los planos de discontinuidades y fallas que constituyen las vas de circulacin de las aguas manifestndose en forma de goteos y en unos casos en flujos de aguas calientes con temperaturas de 40C y zonas que alcanzan temperaturas de 80C.

Las filtraciones de agua, estn asociadas a

sistemas de fracturas y fallas geolgicas que principalmente tienen orientacin sub paralela y sub perpendicular a la orientacin de la estructura mineral con buzamientos de alto grado. Las orientaciones de las vas de circulacin de las filtraciones corresponden a las orientaciones predominantes de los sistemas estructurales hallados, siendo los principales 63/096 y 75/233.

Para el desague y control de la mina se utiliza un sistema de bombeo con capacidad de 3.000 gpm. que hacen que los niveles de agua se mantengan por debajo del desarrollo de la mina y los niveles de explotacin de la mina Santa Pancha,

Para la explotacin de los blocks de mineral en profundidad se tiene planificado bombear a travs de taladros verticales que permitirn bajar los niveles de aguas subterrneas por debajo de los futuros niveles de las operaciones, lo cual tambin conllevar a reducir la temperatura ambiente.

2.6 Dominios Estructurales

El macizo rocoso fue zonificado teniendo en

consideracin los siguientes aspectos: estructuras geolgicas principales, grado de fracturamiento de la roca, caractersticas principales de las discontinuidades y resistencia de la roca intacta.

En base a lo anterior el macizo rocoso de la zona

de profundizacin ha sido dividido en tres dominios estructurales que corresponden a las zonas de la caja

techo CT, caja piso CP y mineral MIN respectivamente. En la Figura 6 se muestra una seccin representativa del modelo geomecnico del yacimiento Santa Pancha.

Figura 6: Modelo Geomecnico Seccin Representativa

De acuerdo a los dominios estructurales definidos

los mecanismos de inestabilidad esperados son

desprendimientos o deslizamientos de bloques

preformados a travs de los planos de fallas y/o

discontinuidades y derrumbes en las zonas de

intercepcin de fallas y mala calidad del macizo

rocoso. Los sistemas de discontinuidades definen los

bloques o cuas que puedan desprenderse cuando se

genera una cara libre; este mecanismo de

inestabilidad puede incrementar la dilucin y

comprometer los accesos y reas de explotacin.

Dada la geometra tabular de las vetas el potencial

desprendimiento se presentara principalmente de la

caja techo y techo de los tajeos. Para minimizar este

mecanismo de inestabilidad es importante el

dimensionamiento y la secuencia de explotacin a

adoptarse.

3 DESCRIPCION DEL METODO DE EXPLOTACION ACTUAL

El mtodo de minado utilizado actualmente en la mina Santa Pancha es el Sublevel Stoping con pilares puente entre los niveles. La secuencia de minado que se ha venido utilizando es de arriba hacia abajo dejando pilares puentes de espesor variable entre 3 a 5m en la base de cada nivel los cuales cumplen la funcin de soporte entre las

cmaras abiertas y sirve como techo de la cmara de explotacin para proteger la cada de rocas que puedan desprenderse de las paredes superiores.

Para la profundizacin de la mina Santa Pancha es

de vital importancia establecer una estrategia de secuenciamiento de minado que permita maximizar la recuperacin de mineral y reducir la creacin de pilares de roca dentro del yacimiento. Ello se puede lograr explotando tajeos de abajo hacia arriba en retirada.

El sector superior del Nv -99 hasta el Nv -42 se

encuentra explotado en donde se localiza la zona de minado antiguo y zona de minado reciente con presencia de cavidades vacas y cavidades parcialmente rellenadas y zonas de pilares puentes in situ. Por tales condiciones se estableci dejar un pilar de suficiente espesor en la base del Nv -99 que acte como un pilar barrera que minimice la transmisin de los campos de esfuerzos de los niveles superiores hacia los niveles de profundizacin.

La configuracin del diseo del minado de

profundizacin considera la incorporacin de material de relleno estril (desmonte mina y material de superficie) y la disposicin de pilares de roca en el secuenciamiento de minado, los cuales permitirn mantener reas de radios hidrulicos estables, manteniendo al mismo tiempo la productividad y las necesidades operativas de la mina.

4 ANLISIS LAS DE ESTABILIDAD Y DIMENSIONAMIENTO DE LOS TAJEOS DE EXPLOTACIN

El diseo de los tajeos de explotacin de la mina Santa Pancha entre los Niveles -126 al -202 se ha realizado para potencias de mineral de 5m, 8m, 10m y 12m de la veta Foot wall y la veta Hanging Wall que son los espesores de mineral promedio en profundidad. En el diseo se consideraron los siguientes aspectos: - Configuracin de explotacin ascendente - Incorporacin de relleno en las cmaras

explotadas - Explotacin sin ingreso de personal a los tajeos - Maximar la recuperacin y minimizar la

disposicin de pilares

Para el dimensionamiento de tajoes de explotacin se utilizaron herramientas empricas. Para definir las dimensiones de cmaras de explotacin utiliz el mtodo grfico de estabilidad de Mathews (1980) en

su versin reciente de C. Mawdesley y R. Trueman (2000); para el dimensionamiento de pilares de roca se utiliz el mtodo de Lunder-Pakalnis y de Obert-Duvall. Para corroborar la metodologa emprica utilizada se efectu el anlisis de la estabilidad en las diferentes etapas de minado mediante el programa geotcnico de elementos finitos Phases2 de Rocscience.

El mtodo Grfico de estabilidad consiste en la

determinacin del stability number (N), el cual se obtiene de la ecuacin:

N = Q x A x B x C

Donde: Q: Rock Tunnelling Quality Index de Barton (1974) con SRF=1 A: Factor de condicin de esfuerzos B: Factor de orientacin de estructuras C: Factor de componente gravitacional Para la estimacin del Nmero de Estabilidad

Modificado en la zona de profundizacin se tom en consideracin, los datos de los taladros logueados y los datos de los mapeos de campo y partir de los ndices de calidad hallados para de la CT, CP y MIN se ha estimado el valor de N. La estimacin de los factores de ajuste A, B y C se realiz en base a la informacin geotcnica y en base a la experiencia en la mina Santa Pancha, considerando una condicin de esfuerzos gravitacionales no profundos.

El rango estable corresponde a las dimensiones de tajeos que no presentan daos significativos por estabilidad. Las dimensiones de los tajeos con mayor probabilidad de falla presentan condiciones de inestabilidad local hasta condiciones de falla mayor. La Figura 7 se muestra el grfico de estabilidad de Mathews en la versin reciente de C. Mawdesley y R. Trueman, 2000, el cual estima la probabilidad de falla o desprendimiento.

Figura 7: Grfico de Estabilidad de Mathews

(C.Mawdesley y R. Trueman, 2000)

Tras realizar la estimacin del nmero de

estabilidad N y realizar el clculo del radio hidrulico RH para dimensiones de cmaras de 20 m de alto, en la Tabla 5 y 6 se resumen los factores de ajuste utilizados A, B y C y los valores de N y RH hallados para probabilidades de falla de 15% como mximo para la explotacin del mineral en profundidad.

Tabla 5: Factores de Ajuste para el Clculo del Nmero de

Estabilidad (N)

Ancho

Pared A B C N

(m)

5 C. Techo 1 0.3 5.46 8.2

8 C. Techo 1 0.3 5.46 8.2

10 C. Techo 1 0.3 5.46 8.2

12 C. Techo 1 0.3 5.46 8.2

Tabla 6: Resumen del Dimensionado de Cmaras por el

Mtodo Grfico de Estabilidad

Ancho Altura Largo

Pared RH

N PF

(%) (m) (m) (m) (m)

5 20 80 C. Techo 8.0 8.2 15

8 20 80 C. Techo 8.0 8.2 15

10 20 80 C. Techo 8.0 8.2 15

12 20 80 C. Techo 8.0 8.2 15

El criterio de aceptabilidad para definir la condicin de estabilidad considera que el techo y paredes son estables (para tajeos abiertos sin ingreso de personal). Se asume que los volmenes de desprendimiento asociados son menores y no representan riesgos ni inconvenientes operacionales. En la Figura 8 se muestra el grfico de resultados de estabilidad de Mathews y probabilidad de falla (C. Mawdesley y R. Trueman).

Figura 8: Grfico de Estabilidad de Mathews para la Mina

Santa Pancha (C.Mawdesley y R. Trueman, 2000)

AUM

ENTO

DE P

ROBABILID

AD

DE FA

LLA

Caja Piso

Caja Techo

Techo

0.1

1

10

100

1000

1 10 100

Stab

ility

nu

mb

ers

, N

Shape Factor S, or Hydraulic Radios (in meters)

Major Failure Isoprobability Contours

Caja Piso

Caja Techo

Techo

Para el diseo de los pilares de roca de nivel a nivel se utilizaron criterios empricos. El mtodo de Obert y Duvall estima el campo de esfuerzos inducidos que actan sobre el pilar y para el clculo de la resistencia de los pilares se utiliz la metodologa propuesta por Lunder y Pakalnis (1997) que calcula la resistencia de pilares de roca dura en base a una frmula de confinamiento e introduce el factor de resistencia del pilar (K) y las constantes empricas de resistencia (C1 y C2).

Donde,

Sp = Resistencia del pilar c = Resistencia Compresiva uniaxial K = Factor de resistencia debido a friccin C1, C2 = Constantes empricas de masa roc.

El confinamiento promedio del pilar Cpav est

dado por la siguiente expresin:

Lunder y Pakalnis proponen que los pilares con

FS1.4 no presentan dao. El rango 1

se muestra el grfico de estimacin de desprendimiento de las cajas.

Figura 10: Estimacin de desprendimiento de las cajas

(ELOS)

5 SECUENCIA DE MINADO DURANTE PROFUNDIZACION

El secuenciamiento apropiado de minado para la profundizacin de la mina Santa Pancha que permita maximizar la recuperacin de mineral y reducir la creacin de pilares de roca dentro del yacimiento consiste en realizar la explotacin del nivel inferior hacia el nivel superior en retirada.

En base a las dimensiones halladas de las cmaras

de explotacin y los pilares de roca se ha definido una secuencia de minado que se utilizar para la explotacin de todos los niveles de profundizacin, considerando que la explotacin iniciar a partir del nivel inferior Nv -202 hacia el Nv superior Nv -126. Una vez explotado el nivel inferior en una altura de minado de 20 m, se proceder a rellenar las cmaras abiertas con material estril hasta la cota del piso del nivel superior, el cual servir como piso de operacin para la explotacin del nivel superior. La secuencia de minado considera dejar pilares tipo costilla permanentes en cada nivel distanciados sistemticamente a 80 m a lo largo de cada nivel de explotacin. En la Figura 11 al 13 se muestra el esquema de la secuencia de minado para el mtodo de explotacin Sublevel Stoping con pilares costilla y uso de relleno de material esteril en las etapas de

minado inicial, intermedio y final de la explotacin de la zona de profundizacin.

Figura 11: Etapa Inicial de Explotacin de Nv -202

Figura 12: Etapa Intermedia de Explotacin Nv -164

Figura 13: Etapa Final de Explotacin Nv -126

Previo al rellenado total

6 MODELAMIENTO Y ANLISIS DE ESFUERZOS Y DEFORMACIONES

Como un complemento a la metodologa emprica utilizada, se realiz el anlisis de esfuerzos y deformaciones mediante el modelamiento geotcnico de elementos finitos con el programa Phases2, las configuraciones de las diferentes etapas de minado fueron evaluadas, considerando los criterios de diseo que consisten en generar cmaras de explotacin autosoportadas entre los niveles de explotacin. Dentro del anlisis se consider el uso de relleno de material estril (desmonte mina y material detrtico).

El criterio de falla empleado en el presente anlisis fue el criterio emprico de Hoek-Brown modificado (Hoek, 1992). Los resultados del anlisis de estabilidad mostrados corresponden a la seccin transversal representativa de la Figura 6, para anchos de minado de 5 a 12m y alturas de minado de 20m con secuencia de minado de abajo hacia arriba. En las Figuras 14 al 19 se muestran los isocontornos de factores de resistencia y desplazamientos para las etapas de minado inicial, intermedio y final de la explotacin de la zona de profundizacin.

Figura 14: Isocontornos de factores de resistencia

Etapa Zona Profundizacin In Situ

Figura 15: Isocontornos de factores de resistencia

Etapa Inicial de explotacin

Figura 16: Isocontornos de factores de resistencia

Etapa Intermedia de Explotacin

Figura 17: Isocontornos de Factores de Resistencia

Etapa Final de Explotacin (antes de rellenado)

Figura 18: Isocontornos de Factores de Resistencia

Etapa Final Despus de Rellenado

Figura 19: Isocontornos de Desplazamiento Mximos en

Contornos de Excavaciones de 2.5 a 3.5 cm

En todas las etapas de minado simuladas los resultados obtenidos muestran factores de resistencia por encima de la unidad. La incorporacin de relleno permite una secuencia de minado sin la creacin de pilares puente entre niveles, solo contempla la creacin de pilares costilla mejorando con ello la estabilidad de las paredes y techo de las cmaras explotadas. Los factores de resistencia de las cmaras de explotacin hallados en la etapa inicial de minado alcanzan valores del orden de 1.1 a 1.2, en la etapa intermedia de explotacin los factores de resistencia alcanzan valores de 1.0 a 1.1 ante de rellenar el nivel superior y en la etapa final de minado hasta antes del rellenado total se obtienen valores 1.0 a 1.1. Las deformaciones mximas alcanzadas en las paredes y techo de los tajeos estn en el orden de 0.12 a 0.17 %, indicando niveles de daos menores segn la clasificacin de Beck (2005). Del anlisis se desprende que el relleno detrtico trabaja como buen elemento de confinamiento de las paredes de los tajeos, con lo cual es posible mejorar las condiciones de estabilidad en la explotacin de la zona de profundizacin de Santa Pancha.

7 CONCLUSIONES

El uso de herramientas empricas en el diseo de las cmaras de explotacin y los pilares de roca han sido de importante aplicacin en las diferentes etapas de minado de la mina Santa Pancha.

Las dimensiones de los pilares influyen

significativamente en el xito de una operacin minera, pudiendo conllevar los pilares angostos a fallamientos y/o colapsos de zonas de explotacin, o pudiendo los pilares sobredimensionados dejar de recuperar mineral y ser antieconmicos.

La incorporacin de material de relleno estril

ser de vital importancia en el secuenciamiento de la explotacin de profundizacin, el cual permitir maximizar la recuperacin de mineral de 86% a un 92% y reducir los pilares de mineral de 14% a 8%.

Los potenciales mecanismos de inestabilidad que

pueden presentarse en las cmaras explotadas, pueden ser controlados manteniendo las reas abiertas de radios hidrulicos RH no mayor de 8m, de tal manera se permita que el macizo rocoso de las cajas de la cmara se autosoporten hasta antes de rellenarse.

REFERENCIAS

Brady B.H. and Brown E.T.1993. Rock Mechanics for Underground mining.

E. Villaescusa, K. Kuganathan, Backfill for Bench Stoping Operations, Western Australian School of Mines

Hustrulid W.A. and Bullock R.L.2001. Underground Mining Methods. Society for mining, metallurgy, and exploration, Inc.

Lunder P.J. and Pakalnis R.C. 1997. Determination of the strength of hard rock mine pillars. Bull. Inst. Min. Metl., 90(1013): 51-55.

Mawdesley C., Trueman R., and Whiten W.J. 2000. Extending the Mathews stability graph for open stope design. IMM transactions section A, Volume 110, Number 1, pp. 27-39.

Sheorey, P.R. 1993. Design of coal pillar arrays and chain pillars, Central mining research station, Dhanbad, India.