DIMENSIONAMIENTO PARAABERTURA MAXIMA DE LONGITUD DE MINADO POR TALADROS LARGOS EN MINAS SUBTERRANEAS 7.00 M . los esfuerzos alrededor de la excavación.. En forma resumida. Para el cálculo de este valor se emplea la ecuación Nº 01. Procedimiento de Cálculo. el factor de ajuste por efecto de la gravedad sobre las cuñas de techo y pared que forman el arreglo estructural de los sistema de discontinuidades con el tajeo. es utilizada para determinar si el tajeo será estable sin sostenimiento. el factor de reducción por esfuerzos en la roca. METODO GRAFICO DE ESTABILIDAD El “Método Gráfico de Estabilidad” fue desarrollado por Potvin (1988). el procedimiento de diseño aplicando este método está basado en el cálculo de dos factores: N’ y S. • Radio hidráulico (S). El segundo es el factor de forma o radio hidráulico que toma en cuenta el tamaño y forma del tajeo. Número de Estabilidad (N’). Información sobre la estructura y resistencia de la masa rocosa. y el tamaño. siguiendo los trabajos iniciados por Mathews (1981). Fundamento. basado en el análisis de más de 350 casos históricos recolectados de minas subterráneas canadienses. El número de estabilidad “N”.. forma y orientación de la excavación. el cual considera la calidad del macizo rocoso expresado en el índice Q’ modificado. (1) . el factor de ajuste por orientación de los sistemas de discontinuidades con respecto a la orientación del eje del tajeo. Esta técnica toma en consideración los principales factores de influencia en el diseño estable de los tajeos. o con sostenimiento. El primero es el número de estabilidad modificado y representa la capacidad del macizo rocoso para permanecer estable bajo una condición de esfuerzo dado. El método grafico de estabilidad para dimensionamiento de tajeos se fundamenta en el estudio realizado en una serie de casos en minas subterráneas. representa la respuesta del macizo rocoso para permanecer estable bajo una condición de esfuerzo dado. El procedimiento para dimensionar los tajeos aplicando el método grafico de estabilidad se fundamenta en el cálculo de los siguientes parámetros: • Número de estabilidad (N’). Potvin y Milne (1992) y Nickson (1992). N'= Q' x A x B x C. La versión actual del método.. o inestable aún con sostenimiento. toma en cuenta los principales factores de influencia del diseño de tajeos. distribuidos muy irregularmente dentro de ella. A: Factor de esfuerzo en la roca B: Factor de ajuste por orientación de discontinuidades. Todo el fracturamiento en el área de Andaychagua. se encuentra una brecha andesítica con valores altos de plata. C: Factor de ajuste gravitacional. métodos estadísticos para el análisis y representación de la información tomada en el campo. dos sistemas de fracturamiento pueden ser observados: uno paralelo al eje del anticlinal y el otro perpendicular al mismo. se obtiene como el cociente del área de la sección transversal de la superficie del tajeo entre su perímetro. En la Mina Andaychagua. H: Altura del tajeo (espaciamiento entre los niveles).estructurales tomados en el campo durante el mapeo Geológico –Geotécnico por el método “Líneas de Detalle” para cada dominio estructural en los Subniveles . Para calcular este valor se emplea la siguiente ecuación (2). . (2) o también utilizamos la ecuación : Dónde: W: Longitud del tajeo en el rumbo de la estructura. es el resultado de las mismas fuerzas compresivas e intrusiones que dieron lugar a la formación del Domo de Yauli. entre las vetas Andaychagua y Ramal Sur.. ESTUDIO GEOMECANICO El estudio geomecánico de la veta Andaychagua en mina Recuay y su entorno físico se ha realiza en base a los datos litológico . Radio Hidráulico (S). Alrededor y dentro del anticlinal de Chumpe. El radio hidráulico viene a ser el factor de forma para la superficie del tajeo.Dónde: Q’: índice de calidad “Q” modificado. la estimación de parámetros de resistencia a la compresión de la roca y los trabajos de gabinete empleando técnicas como la proyección estereográfica. S=AREA/PERIMETRO…. Para la representación de las discontinuidades estructurales en el estereograma se emplea la técnica de proyección a partir del software DIPS.Posteriormente a la formación de las fracturas paralelas al eje del anticlinal. esto a su vez aplicando el método grafico de estabilidad”. ESTEROGRAFIA DE LA ESTRUCTURA MINERALIZADA La estructura Andaychagua se explota en variados anchos. Para ver la estereografía de la veta Andaychagua en la zona Recuay se emplean los datos de orientaciones de discontinuidades tomadas en el mapeo a detalle geotécnico realizado en los Sn principales de su explotación. . mientras que las que se ubican al Sur del mismo intrusivo poseen buzamiento de 50º-85º hacia el Norte. los datos recogidos de campo y la caracterización geomecánica se ha podido dimensionar las aberturas máximas de excavación así como los bloques de mineral a explotar. pero los cuales se van a caracterizar según la roca encajonante. la caracterización geomecánica y la clasificación de la tabla GSI. se distribuyen a uno y otro lado del Intrusivo Chumpe y atraviesan las rocas que constituyen ésta estructura en dirección Noreste-Suroeste. se formó un conjunto de sistemas de fracturas más o menos perpendicular a dicho eje y limitadas fracturas de cizallamiento oblicuas al mismo. Las fracturas perpendiculares al eje del anticlinal. En base a los ensayos estereográficos. En el lado Norte del intrusivo Chumpe las fracturas tienen un buzamiento de 50º-70º hacia el Sur. La información que se necesita para un dimensionamiento geomecanico en la explotación de la veta Andaychagua de Mina Recuay se toma a partir del análisis estereográfico y de valores de ensayos en mecánica de rocas. 0 Se muestra la información de datos tomados de campo. .0 Proyección estereográfica. El análisis estereográfico de las discontinuidades geológicas estructurales se manifiesta mediante la grafica de proyección estereográfica. la cual se muestra a continuación: 2. 1. donde se puede observar la formación de cuñas a un lado del eje de excavación. 3. con respecto a la orientación principal de los sistemas de discontinuidades presentes se trabajará con el sistema 1 como sistema dominante por ser la condición mas desfavorable para la estabilidad estructuralmente hablando. . Se puede indicar que las familias principales para esta zona de recuay son los siguientes: Sistema 1: 80/186 Sistema 2: 24/277 Sistema 3: 59/182 Considerando la posición de la estructura Andaychagua en mina Recuay.0 Se observa la concentración de discontinuidades a un lado del eje de excavación. .5 mm 1 * Rugosidad Lisa 1 * Relleno Duro < 5 mm 4 * Intemperismo moderadamente 3 5 Agua Subterránea Humedo 10 6 Ajuste por Orientación de Estructuras media -5 RMR 89 Básico 35 Roca Tipo: MALA RMR 89 Ajustado 30 Roca Tipo: MALA CLASIFICACION GEOMECANICA Q’ DEL MACIZO ROCOSO …. los ensayos de mecánica de roca con los que se cuenta.50 Mpa 4 2 RQD 25 .50 % 6 3 Espaciamiento de las Discontinuidades < 6 cm 5 4 Condición de Discontinuidades * Persistencia 10 .DIMENSIONAMINTO GEOMECANICO En base a la información del análisis estereográfico. técnica del denominado “Método Grafico de estabilidad”. (3) . así como la caracterización geomecánica se dimensiona los bloques de mineral usando al.MINERAL CAJA TECHO VALORES Y PARAMETROS VALUACION CARACTERISTICAS 1 Resistencia a la Compresión Uniaxial de roca intacta 25 . CLASIFICACION RMR ESTIMACION DE LA CALIDAD DEL MACIZO ROCOSO SN 04 MINA RECUAY SISTEMA RMR 89 .20 m 1 * Apertura 1 . 2 Q' = RQD / Jn x Jr /Ja Q' = 1. mm 4 Número de agua subterránea Jw seco 1 Factor de reducción de esfuerzos SRF 5 Q = RQD / Jn x Jr /Ja x Jw / SRF Q = 0. SRF: Factor de reducción por esfuerzos en el macizo rocoso. Jr: Numero de rugosidad de las discontinuidades. Ja: Numero de alteración de las discontinuidades. De la caracterización geomecánica se tiene que el RQD promedio para el macizo rocoso es igual a 20% del análisis estereográfico.0 RMR = 9 Ln Q + 44 30 RMR = 9 Ln Q' + 44 44 . se tiene la presencia de tres sistemas de discontinuidades principales . según clasificación RMR se tiene la rugosidad como lisas onduladas.Dónde: RQD: Grado de fracturamiento del macizo rocoso. Jw: Factor de reducción por presencia de agua en las discontinuidades. SISTEMA Q PARAMEROS RANGO VALOR RQD % RQD 100 % 20 Número de discontinuidades Jn 2 9 Número de rugosidad Jr LR 1. la alteración de las paredes se describe como discontinuidades con revestimiento de minerales arcillosos blandos de baja fricción. Jn: Numero de sistemas de discontinuidades presentes en el macizo rocoso en estudio.8 Nuúmero de alteración Ja roca desinteg. Según el enunciado anterior se tiene el siguiente cuadro resumen: . La magnitud del esfuerzo compresivo inducido se estima empleando el criterio de rotura generalizado de Hoek & Brown. 4.0 Se tiene el modelamiento Phases que nos permite identificar los esfuerzos insitu alrededor de la excavación. ………(4) Para la obtención del esfuerzo máximo inducido se utiliza la aplicación de interpretación mediante un modelamiento aplicando el software Phases.FACTOR DE ESFUERZO “A” Este factor refleja los esfuerzos que actúan sobre la cara libre expuesta del tajeo. Se determina como el cociente de la resistencia a la compresión uniaxial de roca y el esfuerzo compresivo máximo inducido en el macizo rocoso. 9 0.343 0.29 Llevando esta data a la siguiente grafica se determina lo siguiente: 1.6 0.8 Factor de esfuerzo en la roca A 0. CALCULO DEL FACTOR ESFUERZO A CAJA TECHO DEL TAJEO CAJA PISO DEL TAJEO VETA 0.4 0.0 0.2 0 0 5 10 15 c Relación resistrencia uniaxial a esfuerzo inducido 1 . 3 0.5 0.FACTOR DE AJUSTE B POR ORIENTACION DE DISCONTINUIDAD CRÍTICA DISCONTINUIDADES CRITICAS Y VALOR DE AJUSTE "B" PARA EL MACIZO ROCOSO UBICACIÓN Familias de Discontinuidades Diferencia de Buzamiento Factor "B" Caja techo del Tajeo 1 30° 0.7 Factor de ajuste por orientación B 45° 0.15 Puente rocoso Tajeo abierto 90° Diferencia en rumbo 1.8 0.1 0 0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 Diferencia relativa de buzamiento entre la junta critica y la superficie del tajeo .9 60° 0.4 30° 0.0 0.97 veta 1 30° 0.15 Caja Piso del tajeo 1 60° 0.2 0.6 0. desde las paredes del tajeo. El factor C para estos casos puede ser calculado a partir de la relación C = 8 – 6Cos α. Potvin (1988). Realizando una comparación de la geometría del tajeo Principal.9 veta 1 0° 2 . El factor C toma en cuenta la influencia de la orientación del tajeo. debido a lajamientos o deslizamientos. Este factor tiene un valor máximo de 8 para paredes verticales y un valor mínimo de 2 para techos horizontales de tajeo. La falla del terreno puede ocurrir desde el techo debido a caídas inducida por la gravedad o. es un ajuste por efecto de la gravedad.5 Caja Piso del tajeo 1 81° 6. sugirió que tanto las fallas inducidas por gravedad como las fallas por lajamiento.FACTOR DE AJUSTE C PARA CAIDAS POR DESLIZAMIENTO El factor “C”. Las fallas por deslizamiento dependerán de la inclinación β de la discontinuidad crítica. y el factor de ajuste C. o determinado a partir del diagrama graficado. dependen de la inclinación de la superficie del tajeo es de 62°-65° α. FACTOR DE AJUSTE "C" PARA CAIDAS POR GRAVEDAD Y LAJAMIENTO UBICACIÓN Familias de Discontinuidades Diferencia de Buzamiento Factor "C" Caja techo del Tajeo 1 85° 7. 385875 Caja Piso del tajeo 1 0.5 0. se calcula el numero de estabilidad modificado N’. .9 0. buscando siempre maximizar el aprovechamiento de las propiedades del macizo rocoso.343 0.15 2 0. tanto como de costos y seguridad. NUMERO DE ESTABILIDAD N' PARA DIMENSION DE TAJEOS UBICACIÓN Q' A B C N' Caja techo del Tajeo 1 0.CALCULO DEL NÚMERO DE ESTABILIDAD “N’” Según el procedimiento de diseño establecido y utilizando los valores obtenidos para cada uno de los factores anteriormente analizados.97 6.5mts como diseño original.15 7. se emplea un concepto muy importante de la geomecánica que involucra valores operativos. CALCULO ESTABILIDAD PARA UNA LABOR O CASERON CON 14.29 0. los cuales son el principio de un adecuado diseño minero dentro del tiempo de limite de auto soporte.9 6. En la siguiente ecuación existen dos incógnitas que son la longitud del tajeo en el rumbo de la veta (W) y el valor del radio hidráulico”S”.0237 veta 1 0.087 CALCULO DEL RADIO HIDRAULICO “S” Para estimar este valor se parte de los datos antes calculados y definidos en la etapa de exploración que son la altura del bloque (H) y potencia del tajo (P).00 mts promedio. para los dominios estructurales. y un banco de minado De 7.00MTS DE ALTURA (considerando desde el piso del SN inferior hasta la corona del SN superior) Aquí se necesita un radio hidráulico adecuado el cual se calcula utilizando la sección del Sn inicial Se tiene la sección con 4. Para definir el valor adecuado del radio hidráulico “S” y con este mismo dimensionar la longitud del tajeo en el rumbo de la veta Andaychagua en mina Recuay.00 x 3. 6 / 2 (7 + 11.18 m De donde reemplazamos en la expresión () 2.6W W = 11.S=AREA/PERIMETRO…… (2) DONDE: S: RADIO HIDRAULICO AREA: PERIMETRO X LONGITUD S: 11 X 16 / 2 (11 + 16) S: 3. ………() 3.2 valor del radio hidráulico Una vez obtenido el radio hidráulico se reemplaza en la siguiente fórmula.18 = W x 16 2(W + 16) W = 6. .2 = W x 16 2(W + 16) 6.6) S : 2.00 m este valor nos está indicando el valor mínimo de abertura. que nos permite hallar la longitud máxima de abertura. ya conociendo el radio hidráulico.6 mts este valor nos indica la longitud máxima de abertura.4W + 112 = 16W 112 = 9. Ahora determinamos el radio hidráulico tomando en consideración solo ebanco de abertura a explotar: S: 7 X 11. 087 ZONA ESTABLE .4 0.4 6.Ahora usando la grafica para determinar las zonas de estabilidad esto a partir de los valores de estabilidad calculados: RADIO HIDRAULICO "S" UBICACIÓN S N' Caja techo del Tajeo 3.02 ZONA ESTABLE veta 3.38 ZONA DE TRANSICION Caja Piso del tajeo 3.4 0. con secciones de 4.00 m.00 x 3. CONCLUSIONES El análisis de clasificación y la caracterización geomecánica aplicada en el Sn 04 de Mina Recuay nos da como RMR un valor de 30. La zona estable es la condición de menor riesgo y la zona de transición sin sostenimiento es de mayor riesgo donde solo deberán ingresar equipos robotizados o con telemando.60 m abiertos se requiere conocer el tiempo máximo de abertura.00M (ZONA ESTABLE) Y DE MAXIMO 11.5m se estima LONGITUDES MAXIMAS ABIERTAS DE 6. El cual se encuentra dentro del rango de las rocas malas (IV –A). el cual se determina con la siguiente tabla: . De acuerdo al análisis del método grafico de estabilidad se ha podido determinar lo siguientes: Para bancos de minado de 7.60 M (ZONA DE TRANSICION SIN SOSTENIMIENTO). Al tener bancos de 11. y el relleno con detrítico de forma inmediata dentro del tiempo de exposición o auto soporte indicado según la grafica. Ing. el relleno de labor debe estar comprendido entre inmediato a máximo 8 horas de abierto labor. por tratarse de voladuras masivas con directa exposición de equipos. Si bien ya se tiene desarrollados los Sn de minado. de Geomecánica . se debe tomar en cuenta esta máxima abertura. Según la tabla de auto soporte. Se debe respetar los procedimientos establecidos para el minado en taladros largos. Atte. Luis Huamani Rodas Dpto.
Report "Metodo Grafico de Estabilidad Recuay-final"