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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.