GEOMECANICA APLICADA AL DIMENSIONADO DEL METODO DE MINADO POR SUB LEVEL STOPING

Roberto Cabrera Ing. de Minase‐mail : roberto_cabrera27@hotmail.com

Antonio Samaniego Dr. Ing. Minase‐mail : asamaniego@svs.com.pe

Osvaldo Aduvire Dr. Ing. de Minase‐mail : oaduvire@svs.com.pe

SVS Ingenieros SVS Ingenieros –– SRK ConsultingSRK Consulting

MASyS GMASyS G‐‐10, (Per10, (Perúú))

5ª Jornada Iberoamericana técnico-científica Red MASyS 2012-1 Ouro Preto – Brasil

INDICE

1. Introducción2. Objetivos3. Modelo Geomecánico4. Dimensionamiento y análisis de estabilidad

5. Modelamiento numérico6. Conclusiones

1.0 INTRODUCCION

• Un adecuado dimensionamiento de tajeos  por el método de explotación sub level stoping, permite alcanzar:

Alta productividad   Bajos costos de explotación y  Alto grado de seguridad.

• El presente trabajo provee una metodología de diseño geomecánico para la explotación subterránea por el método sub level stoping, mediante la aplicación de criterios empíricos y numéricos, cuyos objetivos principales son:

Determinar las dimensiones óptimas de las cámaras de tajeos, pilares y puentes de explotación.

Realizar una explotación estable y segura.

Proyecto Minero

– Mina San José ubicado en el estado de Oaxaca, México. 

– Explotación de un yacimiento de vetas de mineral de plata y oro.

GEOLOGIA

• Los tipos litológicos son de origen volcánico, constan predominantemente de derrames lávicos de naturaleza andesítica, denominados Flujos Andesíticos Porfiríticos

2.0 MODELO GEOMECANICO

ESTRUCTURAS

PAF 30PAF 40

SET PAF 3078/349 (familia 1) y 77/068 (familia 2).

SET PAF 4044/304 (familia 1), 83/156 (familia 2) y 83/113 (familia 3).

80°Planos principales de discontinuiades

Modelo estructural formado por fallas normales que buzan con más de 80º hacia el Este, que coinciden con el alineamiento de las vetas.

•Los planos de las discontinuiades tienen superficies:

•Onduladas rugosas a planas rugosas. •Relleno  de capas delgadas de arcilla menor a 1 mm •Sana a ligeramente meteorizadas.

ROCA INTACTA Y MACIZO ROCOSO• Los resultados obtenidos en los diferentes ensayos de laboratorio fueron 

realizados para tipos litológicos denominados PAF 30 y PAF 40.  Los resultados se resumen en los siguientes cuadros.

Tipo γ cc

(MPa)t

(MPa)Litolog. (kN/m3) (MPa)

PAF30 25.60 54.10 10.77 95.72 15.44

PAF40 25.60 53.53 14.62 82.12 12.32

Propiedades Físicas, Mecánicas y de Resistencia de Roca Intacta

Tipo E ν mi Litolog. (GPa)

PAF30 23.13 0.18 26.24

PAF40 16.57 0.24 21.42

Propiedades Elásticas y de Deformación de Roca Intacta

Item PAF30 PAF40 Mineral

M. Young MPa) 9014 12996 12996

Cohesión (MPa) 2.81 3.49 3.49

Ang. fricción (°) 50.7 53.9 53.9

mb 4.35 7.49 7.49

s 0.0129 0.0384 0.0384

a 0.501 0.501 0.501

Propiedades del Macizo Rocoso

3.0 DOMINIOS ESTRUCTURALES

• En función a la estructura geológica, grado de fracturamiento, y propiedades de las rocas intactas, el macizo rocoso del sector Centro se ha divido en tres dominios estructurales que corresponden a los tipos litológicos PAF 30, PAF 40 y la estructura mineralizada. 

Resumen de los Indices de Calidad del Macizo Rocoso

DominiosEstructur

alesZona

Indices de Calidad de Macizo Rocoso

RQD RMR Q’ GSI

PAF 30 B-CT 75 68 12.5 60-70

B-CP 80 69 13.3 65-70

PAF 40B-CT 85 65 7.08 55-60

B-CP, T-CT 60 63 15 70-75

T-CP 60 65 15 75-80

Mineral VT 70 68 11.7 75-80

VB 75 68 12.5 75-80

ROCA INTRUSIVA (PORFIDO ANDESITICO DE REGULAR A BUENA CALIDAD GEOTÉCNICA

VETA MINERALIZADA CONTROLADA ESTRUCTURALMENTE POR FALLAS DE DISPOSICIÓN SUB‐VERTICAL, DE REGULAR CALIDAD GEOTECNICA 

ZONA DE CIZALLE EN LA CAJA TECHO Y CAJA PISO. ZONA  DE MALA CALIDAD GEOTÉCNICA

YACIMIENTO VETIFORME EMPLAZADO EN ROCAS VOLCANICAS. NO SE HA DETECTADO AGUA IN SITU

MODELO GEOMECÁNICOEsquema del Modelo Geomecánico

4.0 DIMENSIONAMIENTO Y ANALISIS DE ESTABILIDAD

• De acuerdo a la clasificación de métodos de explotación de David E. Nicholas (1981), los métodos de minado más apropiados para el yacimiento San José son:

– Método de explotación por sub level stoping

– Método de corte y relleno ascendente  

• En el presente trabajo se realizarán los análisis de estabilidad y dimensionamiento de tajeos para potencias de mineral de 20 m mediante el método de explotación Sub level Stoping, caso típico del Sector Centro.

CONSIDERACIONES DEL METODO SUB LEVEL STOPING

• Paredes de excavación estable durante la extracción

• Cavidades explotadas sin o con relleno.

• Acceso de rampas entre subniveles.

• Dimensiones de tajeos que permitan flexibilidad operacional.

• La explotación no considera el ingreso de personal o equipos a los tajeos.

• Método Gráfico de Estabilidad introducido por Mathews (1980),  versión más reciente, actualizado por C. Mawdesley y R. Trueman (2000).

AUMENTO DE PROBABILIDAD

DE FALLA

DIMENSIONAMIENTO DE CAMARAS

Q’: Rock Tunnelling Quality Index de Barton (1974) SRF=1A: Factor de condición de esfuerzosB: Factor de orientación de estructurasC: Factor de componente gravitacional 

N = Q’ x A x B x C

Proyecto: Estudio Geomecanico de Metodo de Minado Usuario: Roberto CabreraMina San José - Cía Minera Cuzcatlan Fecha:

Zona: Nv 930 - Veta Bonanza

Esfuerzos y tensiones Tipo de roca CT CP MProfundidad (m) 615 RQD (%) 78 68 73Peso específicio (KN/m3) 25.42 Número de familias disc 3 3 3Esfuerzo vertical (Mpa) 15.63 Indice Q' 12.9 12.9 12.1Constante K 0.49 Resist. compres. (Mpa) 89 89 100Esfuerzo horizontal (Mpa) 8

TajeoGeometría de Tajeo (m) Angulo Buz (°) 80

Ancho (m) 20 Direcc. Buz (°) 0Altura (m) 30 Junta PrincipalLongitud (m) 35 Angulo Buz (°) 80

Modo de Falla Gravit. Direcc. Buz (°) 0

Pared A B C RH N'Pared lateral 1 1.00 1 8 6.00 96.80

Pared lateral 2 1.00 1 8 6.00 96.80

Caja Piso 0.47 0.3 8 8.08 14.59

Caja Techo 0.47 0.3 6.78 8.08 12.37

Techo 1 1 1.11 6.36 13.39

Prob. Falla0.00%0.00%2.00%5.00%0.00%

Grad. EstabEstableEstableEstableEstableEstable

ESTABILIDAD DE TAJEOS METODO MATHEWS

DATOS DE ENTRADA

DATOS DE SALIDA

20/12/2009

CALCULO METODO GRAFICO DE MATHEWS

Pared lateral 1Pared lateral 2

Caja PisoCaja TechoTecho

0.1

1

10

100

1000

1 10 100

Stability num

bers, N

Shape Factor S, or Hydraulic Radios (in meters)

Major Failure Isoprobability Contours

Pared lateral 1

Pared lateral 2

Caja Piso

Caja Techo

Techo

Nº Ancho Altura LargoPared

RHN´(m) (m) (m) (m)

1 20 40 30 Caja Techo 8.57 14.90

2 20 30 35 Caja Techo 8.08 12.37

3 20 20 50 Caja Techo 7.14 9.86

Condición estable con probabilidad de falla de 5% a 10% en todos los casos

DIMENSIONAMIENTO DE PILAR PUENTE 

Para la determinación del espesor del pilar  entre niveles de mina se empleóel método de Carter.

•Sc o “Maximum Scaled  Span”, factor representativo de la calidad del macizo rocoso expresada a través del parámetro Q´de Barton y

•Cs o “Scaled Crown Pillar Span”, factor representativo de la condición geométrica y fábrica de la roca. La condición de inestabilidad se presenta cuando Cs es mayor a Sc.

Q = Rock Quality (1974)S = luz de la placa (puente)L = largo de la placaT = espesor de la placaγ = gravedad específicaθ = manteo de discont. princ.

 Espesor de Placa (Pilar Puente) - Sector Centro - Factor Seguridad 1.2

PROYECTO SAN JOSE

0

5

10

15

20

25

30

10 20 30 40 50 60 70

Longitud de Placa (m)

Espe

sor d

e Pl

aca

(m)

8 10

12 15

18 20

25 28

30

Ancho de Placa(m)

Espesor de puente – Sector  Centro

DIMENSIONAMIENTO DE PILARES

•El diseño de pilares basado en su resistencia, requiere una estimación del campo de esfuerzos actuando sobre el pilar y una estimación de la resistencia del pilar. 

•Utilizando el método empírico de Obert y Duvall se estima el campo de esfuerzos inducidos actuando sobre el pilar, a partir del cual, es posible calcular la presión normal de roca en los pilares tipo costilla en estructuras mineralizadas inclinadas (Prakash R. Sheorey).

Wp

z

mz

p

Wo

).(cos1. 22 senmwpwozp

Esfuerzos sobre un pilar Inclinado (P. R. Sheorey)

pSpfs

sp = Campo de esfuerzos que actuán sobre el pilarsp  = Resistencia del pilarfs   = Factor de seguridad de diseño

Wo es el ancho de la cámara o longitud de pilar, Wp el ancho del pilar, z la altura de columna litostática, γ la densidad del material, m es igual a la constante k de los esfuerzos in situ y  es el ángulo de buzamiento de la estructura mineralizada. 

•Para el cálculo de la resistencia de pilares mineros se utilizó la metodología de Lunder y Pakalnis (1997). 

•Relaciona el ratio del pilar (ancho/altura) y resistencia del macizo rocoso, e introduce el criterio de confinamiento que combina dos aproximaciones para desarrollar una resistencia hídrida, la “fricción del pilar” (K) y las constantes empíricas de resistencia (C1 y C2).

Donde,Sp  =  Resistencia del pilarsc  =  Resistencia Compresiva uniaxialK   =  Factor de resistencia debido a fricciónC1, C2  = Constantes empíricas de masa rocosa

•El confinamiento promedio del pilar  Cpav está dado por la siguiente expresión:

)21( kCCKSp c

 hw

pav hwC

/4.1

)75.0log(46.0

  pavpav CCak 1/1costan

Ábaco de resultados. ‐Alturas de pilar Hp (ancho de minado)  ‐Anchos de cámara Wo (longitud de cámara).

Resumen Dimensionamiento de Tajeos de Explotación

Resultado de Dimensionamiento de Pilares Costilla 

Resultado de Dimensionamiento de Puentes

Dimensiones Cámaras Pilares Estabilidad

Ancho (m)

Altura (m)

Largo (m)

Ancho Wp (m)

F.S. = 1.2

20 40 30 9 Estable

20 30 35 11 Estable

20 20 50 13.2 Estable

Dimensiones de Puentes Estabilidad

Ancho (m)

Largo (m) Espesor puente (m)

F.S.=1.2

20 30 10.3 Estable

20 35 11 Estable

20 50 12.3 Estable

5.0 ANALISIS DE ESFUERZOS Y DEFORMACIONES

Como un complemento a la metodología empírica utilizada, se realizó el análisis de esfuerzos y deformaciones a través de los programas Phase2 y Examine 3D. 

Los criterios de diseño consistieron en generar cámaras de explotación autosoportadas para el método sub level stoping.

Los resultados obtenidos muestran factores de resistencia por encima de la unidad en los casos simulados. 

Las deformaciones máximas alcanzadas en las paredes colgantes, yacentes y techo están en el orden de 0.1 a 0.2  %, indicando niveles de daños menores según la clasificación de Beck (2005). 

Modelo del yacimiento para  diferentes  etapas de excavación 

Desplazamiento Máximo de 4.72 cm

Isocontornos de factores de resistencia

Caja Piso

MineralCaja  Techo

Tajeo

PAF 40

PAF 30

MODELAMIENTO CON EL PROGRAMA PHASES2

Análisis numérico de estabilidad

20 m de ancho, 30 m de altura y35 m de largo

Factores de resistencia de 1.2 en las paredes de las cámaras y techos de cámaras

Factores de resistencia de 1.2 en las paredes de las cámaras (F.S<1 sitios puntuales del techo)

Factores de resistencia de 1.2 en los pilares y puentes

Máximo desplazamiento de 1.5 cm en el techo y paredes

MODELAMIENTO CON EL PROGRAMA EXAMINE 3D

6.0 CONCLUSIONES

• El método sub level stoping es apropiado para cuerpos mineralizados subverticales y potentes, paredes de rocas encajonantes estables, accesos de rampas entre subniveles y dimensiones de tajeos que permitan flexibilidad operacional.

• Los potenciales mecanismos de inestabilidad que pueden presentarse en los tajeos abiertos, pueden ser controlados manteniendo un radiohidráulico (área/perímetro) adecuado que permita que el macizo rocoso de las cajas del tajeo se autosoporte.  

• El método considera el uso de relleno no como condicionante del ciclo de minado, sino al final del proceso de minado para la recuperación de pilares, y maximizar la recuperación del mineral, sin exponer a grandes cavidades inestables al personal.

Muchas graciasMuchas gracias

5ª Jornada Iberoamericana técnico-científica MASyS 2012-1 Ouro Preto – Brasil