Informe Tecnico Bench Fill San Rafael

8/17/2019 Informe Tecnico Bench Fill San Rafael

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INFORME TECNICO DE EXPLOTACION BENCH & FILL

1. PLANEAMIENTOa. Reservasb. Geomecánica

La caracterización de la masa rocosa fue realizada por la empresaconsultora SVS Ingenieros, obteniendo los siguientes datos geomecanicos.

Clasificación Geomecánica

Para la clasificación geomecánica se utilizó los sistemas de ClasificaciónRMR76 de Bieniawski (1976)Q de Barton (1973).

Sistema de clasificación RMR 76

Este sistema fue desarrollado por Bieniawski (1976). El sistema

considera seis parámetros de clasificación (Ver cuadro 4), la sumade estos parámetros da el índice RMR, para el caso Minero se

recomienda no considerar la valoración por ajuste de orientación ya

que este es considerado en el número de Estabilidad (N’) para el

Método gráfico Estabilidad.

Parámetros base de la clasificación RMR76

Cuadro 01


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Cuadro 02

La clasificación del macizo rocoso según el índice se indica en elcuadro siguiente.

Cuadro 03

SVS realizo Se realizó una estadística de los datos obtenidos de los

logueos geomecánicos y de las estaciones geomecánicas de las

labores cercanas al tajo piloto, obteniéndose que el RMR para la

caja techo varía desde un mínimo de 48 hasta un máximo 66 y el

promedio es 57, tal como se muestra en las Figuras siguientes y en

el cuadro Numero 01

Indice RMR Clase Calidad del macizo rocoso

81-100 I Roca muy buena

61-80 II Roca buena

41-60 II Roca regular

21-40 IV Roca mala


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Figura 01. Predominancia del RMR en la caja techo del tajo piloto.

De igual manera se realizó un análisis estadístico para la Veta y

para la Caja Piso, obteniéndose que para la Veta el RMR varía entre

42-66 y tiene un RMR promedio de 53

Figura 02 Predominancia del RMR en la veta o mineral del tajo piloto


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Figura 03 Predominancia del RMR en la caja piso del tajo piloto.

Los parámetros que intervienen en la clasificación de macizo rocosofueron obtenidos de los ensayos de mecánica de rocas en el

laboratorio, mapeos detallados en los afloramientos e inspección de

los testigos de perforación.

Sectores de Diseño

SVS con el fin de tener dominios estructurales o zonas geotécnicas con

características o propiedades más o menos uniforme, el macizo rocoso fue

zonificado teniendo en consideración los siguientes aspectos:Estructuras, geología, grado de fracturamiento (RQD), Índice RMR,

propiedades de resistencia de la roca intacta, discontinuidades. La veta fue

dividido en tres dominios estructurales principales tales como: Caja Piso

cercana, Caja Techo cercana y Veta. En el cuadro número 04 se presenta un

resumen de los índices de calidad representativos de cada dominio estructural.

Figura 04


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c. Determinación del Método de minado

Para la determinación del diseño de las aberturas de excavación, SVS

realizo de acuerdo al criterio de evaluación global descrito en el gráfico de

la figura 05, el mismo que fue desarrollado por RimasPakalnis (2008). Estecriterio incorpora todas las variables que inciden en la estabilidad de las

excavaciones mineras donde se considera los esfuerzos preexistentes e

inducidos, la presencia de potenciales cuñas debido a la intersección de

estructuras geológicas y la calidad del macizo rocoso.

Figura 05 Metodología de Excavaciones Subterráneas (Rimas Pakalnis, 2008)


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Con el fin de dimensionar las aberturas se utilizó la metodología propuesta

por Rimas Pakalnis (2008), el cual considera todas las variables que

influyen en la estabilidad, entre estos se consideró dos graficas de diseño

empíricos: la gráfica de estabilidad modificada (N’), que analiza la

estabilidad del tajeo y el Equivalente Lineal desobrerotura/Desprendimiento (ELOS), que analiza la sobrerotura de la roca

encajonante del tajeo.

Numero de Estabilidad Modificado y Radio Hidráulico

El “número de estabilidad (N´)”, el cual se obtiene de la siguiente ecuación:

N´ = Q’ x A x B x C

Dónde:

Q’= Índice de calidad de roca de Barton (1974), con Jw =1 y SRF=1

A = Factor de condición de esfuerzosB = Factor de orientación de estructuras

C = Factor de componente gravitacional

El factor “A” es generalmente igual a 1 para la caja techo debido a que

ésta se encuentra en un estado de relajamiento debido a la excavación y

por tanto el mecanismo de falla observado es el desprendimiento de la caja

más no el de la falla por esfuerzos.

El parámetro SRF es generalmente omitido desde que los esfuerzos en la

geometría de la mina están analizados separadamente empleando uncódigo numérico. El factor “A” reemplaza el factor de reducción de

esfuerzos (SRF). El factor de agua Jw está dado como 1.

Figura 06. Factor de Esfuerzo en la roca, A


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El factor “B” es una medida de la orientación relativa de las estructuras

dominantes con respecto a la superficie de excavación.

Figura 07. Factor orientación de juntas, B

Sé consideró un valor de diseño de B = 0.3, considerando una diferencia

entre los buzamientos de la cara de la caja techo y la familia principal de

juntas son menores a 10º.

El factor “C” es una medida de la influencia gravitatoria sobre la

estabilidad de las superficies de excavación a ser consideradas.

Figura 08. Factor de ajuste Gravitacional, C


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El Radio Hidráulico es igual área entre el perímetro de una superficie (cara)

expuesta del tajeo.

Figura 09. Radio Hidráulico

Figura 10. Gráfico de estabilidad que muestra zonas de terreno estable,

terreno hundible y terreno con requerimiento de sostenimiento. Según

Potvin (1988), modificado por Nickson (1992)


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ELOS.

Investigaciones realizadas por la Universidad de British Columbia

cuantificaron el grado de desprendimiento con la introducción del término

“Equivalente lineal de Sobre-rotura/Desprendimiento” (ELOS). De esta

manera se puede estimar empíricamente el desprendimiento de las

paredes empleando: el número de estabilidad (N´) y el radio hidráulico

(RH).

Figura 11. Estimación Empírica para el desprendimiento de las cajas

(ELOS).

La evaluación geotécnica dio como resultado valores de diseño de RMR

para la caja techo, además de la geometría con los valores de diseño

definidos a partir del análisis estadístico.

Parámetros de Diseño para el Método AVOCA con Pilares Costilla y

Relleno Detrítico


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El estudio realizado por SVS, para este método requiere que se dejen

pilares perdidos espaciados de acuerdo a la abertura máxima y posterior

relleno detrítico, es importante resaltar que este método no requiere relleno

inmediato, por lo que geomecánicamente es necesario determinar la

abertura del tajeo, el espacio entre pilares y el ancho del pilar costilla quedebe ser abandonado.

Los parámetros de diseño geomecánico del macizo rocoso son los de la

Caja Techo Cercana para nuestro sector de diseño. Los factores

considerados para el número de estabilidad modificado (N’) fueron:

Factor A. Se considera el factor A=1 es decir la caja techo está en estado

de relajación.

Factor B. El factor de orientación de las juntas es B= 0.2 a 0.3 pues la

diferencia entre los buzamientos de la cara de la caja techo y la familia

principal de juntas son menores a 10º.se observó que el sistema.

Factor C. El factor C se determinó en 4.6 (Buzamiento 55º)

Cuadro 04. Parámetros de diseño considerando el tajeo con pilarespermanentes para una roca Regular


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Cuadro 05. Parámetros de diseño considerando el tajeo con pilares

permanentes para una roca Buena.

Introduciendo estos parámetros en la gráfica del ELOS podremos estimar el

equivalente lineal de sobrerotura, para diversos escenarios.

Figura 12. ELOS para los dos sectores de diseño


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Considerando los valores de N’, la altura entre subniveles vertical de 12 m,

se pudo estimar que la longitud del tajo para roca regular (RMR = 45) será

de 11 m y para una roca buena (RMR 60 a 70) la longitud del tajo será de

25 m.

Figura 13. Longitud máxima de abertura entre pilares permanentes

asciende a 25 m, para garantizar la estabilidad del tajeo

La necesidad del relleno detrítico dependerá de la secuencia de minado,

para poder ingresar a los niveles superiores.

Variantes y Consideraciones del Método de Minado

Este método de minado puede ser flexible desde la recuperación de pilares

costilla has la no utilización de pilares costilla que requeriría un relleno

detrítico permanente.

Para el caso en que el desmonte de mina sea abundante, se puede evitar

dejar los pilares y convertir el método de explotación dependiente al relleno

detrítico, donde las dimensiones máximas del tajeo en la parte superior

serían 30 m cuando la roca sea buena (RMR = 60) y 18 m cuando la rocasea regular (RMR = 45). En la figura siguiente se muestra un esquema de

las dimensiones del tajeo con dependencia al relleno detrítico.


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Figura 14.Longitud máxima de abertura medida desde el frente de voladura

hasta la cresta del relleno, para garantizar la estabilidad del tajeo.

La necesidad de relleno dependerá de la secuencia de minado para poder

ingresar a los siguientes niveles.

Bajo la experiencia realizada en el tajo piloto se pueden hacer variantes de

este tipo para diferentes niveles y secuencias de minado, haciendo así másversátil el método.


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Figura 15.Ejemplos de esquemas y secuencias en el método de minado

banqueo y relleno

Para nuestro caso es recomendable la gráfica de la parte superior (desde

un extremo escalonadamente en retirada, por los altos esfuerzos que se

tienen en la unidad de San Rafael).

En la figura 16 se observa las evidencias de los trabajos realizados en la

mina San Rafael de acuerdo al estudio realizado por SVS Ingenieros.


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Figura 16. Tajo 4340-03 veta Jorge, después de la limpieza.

Para estas condiciones de estabilidad se requiere que el tajo sea rellenado

inmediatamente después de la limpieza, y evitar el debilitamiento de la caja

techo, que es la zona inestable para nuestro caso, factores que influyen

como buzamiento muy inclinado y la mala calidad de roca en la caja techo,

material argilizado, relleno suave, presencia de humedad y la formación de

una cornisa en la parte inferior, zona de extracción principal.

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