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UN ALCANCE FUTURO EN LA EXPLOTACION SUBTERRANEAINA CHUQUICAMATA EN1990 Ver Pag 44 (Traduccion Software) Definicion del Macizo Rocoso Calculo del Radio Hidraulico Area/Perimetro= Radio Hidraulico RQD Clasi ficación de Bieniawski o RMR Este sistema fue desarrollado por Z.T. Bieniawski en los años 70 siendo reformado en numerosas ocasiones y siendo la actual por el momento la de 1989 que coincide con la de 1979 en bastantes cosas, es un sistema empírico basado en más de 300 casos reales de túneles, galerías, minas, 1

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UN ALCANCE FUTURO EN LA EXPLOTACION SUBTERRANEAINA CHUQUICAMATA EN1990

Ver Pag 44 (Traduccion Software)

Definicion del Macizo Rocoso

Calculo del Radio HidraulicoArea/Perimetro= Radio Hidraulico

RQD

C l a s i f i c a c i ó n d e B i e n i a w s k i o R M R

Este sistema fue desarrollado por Z.T. Bieniawski en los años 70 siendo reformado en numerosas ocasiones y siendo la actual por el momento la de 1989 que coincide con la de 1979 en bastantes cosas, es un sistema empírico basado en más de 300 casos reales de túneles, galerías, minas, cavernas, cimentaciones y taludes, y usada extensamente por todo el mundo para el sostenimiento de estas construcciones.

Se basa en la suma de una serie de parámetros del terreno para evaluar su capacidad y por tanto el sostenimiento necesario, estos parámetros son los siguientes:

- Resistencia a la compresión simple de la roca inalterada- RQD (existe un sistema basado en este mismo parámetro)

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- Espaciamiento discontinuidades (fisuras, diaclasas)- Estado de las fisuras- Presencia de agua subterránea- Orientación de las discontinuidades

Resistencia a la compresión simple de la roca. Se realiza una serie de ensayos de la roca para averiguar su resistencia.

RQD. Rock Quality designation. Se basa en el porcentaje de sondeo recuperado en el que la roca se encuentra relativamente intacta.RQD = Longitud de los núcleos mayores de 10 cm · 100Largo del barreno cm

Espaciamiento de las discontinuidades. Se da una valoración del espaciamiento entre las diaclasas.

Estado de las fisuras. Este parámetro es fundamental se puede usar con la tabla general aunque para mayor precisión se recomienda la tabla Guía para valorar el estado de las discontinuidades(Diaclasas)

Presencia de agua. El agua en las juntas (diaclasas, fisuras...) es un factor que genera una gran inestabilidad no solo por la presión hidrostática que puede ejercer sino también por las alteraciones que puede provocar en la junta (disolución, deslizamientos...).

Orientación de las discontinuidades. En función de la orientación de nuestro túnel u obra respecto de las juntas, se puede acrecentar el riesgo de deslizamientos o por el contrario disminuirlo.

RMR = (1) + (2) + (3) + (4) + (5) - Correcciones

Expresiones de interés.

Presión sobre el sostenimiento (P)

P = [(100 – RMR)/100]·γ·b Unal

Ancho del túnel: bDensidad de la roca: γ

Módulo de deformación (GPa)ParaRMR < 85; E = 10 ((RMR/40) – 0,25) Serafín y Pereira RMR> 50; E = 2RMR - 100

RMI = 10 ((RMR-40)/15)

GSI89 = RMR - 5

Correlación con Barton

RMR = 9·LnQ + 44 BieniawskiRMR = 10,5·LnQ + 42 AbadRMR = 13,5·LnQ + 43 Rutledge

Parámetros de la roca de Hoek y Brown

Roca excavada por medios mecánicosm = mi ·e ((RMR-100) / 28)

s = e ((RMR-100)/ 9)

Roca excavada mediante voladura.m = mi ·e ((RMR-100) / 14)

s = e ((RMR-100) / 6)

Siendo m y s parámetros de la roca alterada y m i y si los parámetros de rotura de la roca de Hoek y Brown en el laboratorio.

DiaclasadoJP = {10 ((RMR-40)/15)}/ σc

JP: índice de diaclasas

Otras correlacionesChoquet y Hadjigeorgiou(1993).

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RMR=5lnQ+60.8 (S. AFRICA - túneles)

Para España:RMR =43,89-9,19·lnQ(minado en roca suave) RMR =10,5·lnQ+41,8(minado en roca suave)

Canadá:RMR =12,11·logQ+50,81 (minado en roca dura)RMR =8,7·lnQ + 38 (tuneles roca sedimentaria)

RMR =10·lnQ + 39 (minado de roca dura)

Para minas Subterráneas.RMR=40·logQ + 44RMR =12,5logQ+55,2

Tamaño de los bulones según clase RMR

I MUY BUENA 81-100 Pernos puntuales L=1.4 + (0.18xW)II BUENA 61-80 Puntuales L=1.4 + (0.18xW)III NORMAL 41-60 >L=1.8+(0.18xW),IV MALO 21-40 L=2+(0.18 x W)V MUY MALO < 20 Arcos, L=3+(0.18 x W)

W ancho del túnel

Clasificación Geomecánica de Bieniawski 1979: Parámetros de clasificación.

1

Resistencia de la roca sana

Ensayo carga puntual

> 10 MPa100 kp/cm2

4 – 1040 - 100

2 – 420 - 40

1 – 210 - 20

Compresión SimpleMPa y kp/cm2

Compr. Simple

> 250 MPa>2500 kp/cm2

100 – 2501000-2500

50 – 100500 - 1000

25 –50250 - 500

5 – 2550 -250

1 – 510 - 50

< 1<10

V a l o r a c i ó n 15 12 7 4 2 1 0

2R Q D % 90 – 100 75 - 90 50 - 75 25 - 50 < 25V a l o r a c i ó n 20 17 13 8 3

3Separación de discontinuidades > 2 m 0,6 - 2 0,2 – 0,6 m 0,06- 0,2 < 0,06 mV a l o r a c i ó n 20 15 10 8 5

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4E s t a d o d e l a s D i a c l a s a s

Muy rugosas.Discontinuas.Sin Separaciones.Borde sano y duro.

Ligeramente rugosas.Abertura < 1 mm.Bordes duros.

Ligeramente rugosas Abertura < 1 mmBordes Blandos

Espejo de falla o con relleno < 5 mm o abiertas 1 – 5 mm. Diaclasas continuas

Relleno Blando > 5 mm o Abertura > 5 mmDiaclasa Continua

V a l o r a c i ó n 30 25 20 10 0

5Agua Freática

Caudal por 10 m de túnel

Nulo < 10 L/min10 – 25 L/min

25 – 125 L/min

>125 L/min

Relación entre la presión de agua y la mayor del terrenoσ w / σ3

0 0 – 0,1 0,1 – 0,2 0,2 – 0,5 > 0,5

Estado general

SecoLigeramente Húmedo

Húmedo Goteando Fluyendo

V a l o r a c i ó n 15 10 7 4 0

Guía para valorar el estado de las discontinuidades(Diaclasas).P a r á m e t r o V a l o r a c i ó nLongitud de la discontinuidad (Persistencia)

< 1 m 1 – 3 m 3 –10 m 10 – 20 m > 20 m6 4 2 1 0

AperturaNada < 0,1 0,1 – 1,0 mm 1 – 5 mm > 5 mm6 5 4 1 0

RugosidadMuy Rugosa Rugosa

Ligeramente rugosa

Ondulada Suave

6 5 3 1 0

RellenoNinguno

Relleno duro Relleno duro Relleno Relleno< 5 mm > 5 mm < 5 mm > 5 mm

6 4 2 2 0

AlteraciónInalterado

Ligeramente Alterado

Moderadamente Alterado

Muy Alterado Descompuesto

6 5 3 1 0

Corrección por orientación de las discontinuidades.

Dirección y BuzamientoMuy Favorable

Favorable Medio DesfavorableMuy Desfavorable

Valoración paraTúneles 0 - 2 - 5 - 10 - 12Cimentación 0 - 2 - 7 - 15 - 25Taludes 0 - 5 - 25 - 50 - 60

Orientación de las diaclasas o discontinuidades.D i r e c c i ó n p e r p e n d i c u l a r a l e j e d e l t ú n e l

Dirección paralela al eje del túnel

Buzamiento 0º-20º cualquier dirección

Excav. con buzamiento Excav. contra buzamiento

Buz. 45º - 90º Buz 20º - 45º Buz 45º - 90º Buz 20º - 45º Buz 45º - 90º Buz 20º - 45Muy Favorable

Favorable Media DesfavorableMuy Desfavorable

Media Desfavorable

Clasificación Geomecánica de Bieniawski y Características.

C l a s e I I I I I I I V V

Cal idad Muy Buena Buena Media Mala Muy mala

Va l o r a c i ó n R M R 100 - 81 80 - 61 60 - 41 40 - 21 < 20

Ti e m p o d e m a n t e n i m i e n t o y l o n g i t u d

10 años con 5 m. de vano

6 meses con 8 m. de vano

1 semana con 5 m. de vano

10 horas con 2,5 m. de vano

30 min con 1 m de vano

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Ti e m p o d e m a n t e n i m i e n t o y l o n g i t u d Bieniawski 1989

20 años con 15 m de vano

1 año con 10 metros de vano

igual igual igual

C o h e s i ó n M P a kp/cm2

>0,4> 4

0,3 – 0,43 - 4

0,2 – 0,32 - 3

0,1 – 0,21 - 2

< 0,1< 1

Á n g u l o d e r o z a m i e n t o > 45º 35 – 45º 25 – 35º 15 – 25º < 15ª

Estimación de las necesidades de sostenimiento según Bieniawski.RMR Excavación Bulonado Gunitado Cerchas

> 81Sección completaAvances de 3 m

No suele ser necesario a excepción de bloques sueltos

61 – 80

Sección completaAvances de 1 – 1,5 mSoporte completo a 20 m

Bulonado local en la bóveda de 3 m de largo y espaciado 2 – 3 m con mallazo ocasional.

5 cm en bóveda No es necesario

41 – 60

Avance y destrozaAvances de 1,5 a 3 mSostenimiento en el frente y completo a 10 m

Bulonado sistemático en la bóveda y hastíales de 4 m de largo y espaciado 1 – 1,5 m con mallazo en hastíales y corona.

5 - 10 cm en bóveda o corona, 3cm en hastíales

No es necesario

21 – 40

Avance y destrozaAvances de 1 a 1,5 mSostenimiento en el frente y completo a 10 m

Bulonado sistemático en la bóveda y hastíales de 4 – 5 m de largo y espaciado 1 – 1,5 m con mallazo.

10 –15 cm en bóveda y 10 cm en hastíales

Ligeras a medianas con espaciamiento de 1,5 m

< 20

Avance por partesAvances de 0,5 a 1 mSostenimiento simultaneo y gunitado en el frente nada más realizar voladura

Bulonado sistemático en la bóveda y hastíales de 5 – 6 m de largo y espaciado 1 – 1,5 m con mallazo. Contrabóveda bulonada

15 – 20 cm en corona, 15 en hastíales y 5 cm en el frente.

Pesadas con espaciamiento de 0,75 m

Resistenci a la compression MPaFig.N°….. Corte Vertical Mina Chuquicamata NS Falla OesteAngle Horizontal Stress

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Comportamiento PlasticoBC ubicado alta concentración Horizontal StressMineral más duro

Method Selection Block Caving (BC)

INFRAESTRUCTURA DE LA MINA

 

La preparación se define como la ejecución de una red cuidadosamente planificada de piques, galerías ( Niveles ), chimeneas y todas las formas básicas de excavación de rocas.

Las labores de preparación se pueden dividir en dos tipos según su finalidad :

Preparación General : depende de la forma y manteo del cuerpo. Replanteo general de la mina, que comprende todos los desarrollos necesarios para el acceso,

transporte y ventilación de las distintas zonas subterráneas.

En yacimientos horizontales o pocos inclinados la preparación se hace mediante labores de transporte que dividen al cuerpo en paneles. Si el manteo es fuerte se utilizan esquemas de galería transversales ( que conforman los niveles ), que se determinan o definen por la potencia del cuerpo y el método de explotación proyectado, donde las labores trazadas en diferentes niveles se unen por medio de Rampas y Chimeneas.

1. Unidad de Explotación :

Es una masa geológica, que tiene una forma geométrica bien definida, por ejemplo un panel o un bloque. Es dividir el yacimiento, de manera que forme una unidad propia de explotación, que debe cumplir las siguientes características :

Que se puedan transportar fácilmente equipos y materiales. Que el arranque se pueda realizar en forma independiente. Facilidades en la extracción de menas. Ventilación independiente En casos de vacíos dejados por la explotación, estos puedan rellenarse facilmente.

Los trabajos de las distintas unidades de explotación no deben perturbarse entre si, la producción de la mina es la suma de la cantidad de mineral producida por cada unidad de explotación.

1. Principales Reglas para dividir un Yacimiento :

En la mayoría de los yacimientos se hace una división por niveles ( excepto en yacimientos poco inclinados y de poca extensión ).

Los niveles son caros, tanto en su construcción como su equipamiento y mantención, por lo tanto se debe obtener el mínimo costo ( US$ / TON. ) para el mismo número de niveles.

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Los yacimientos verticales en niveles según la vertical, su explotación puede ser ascendente o descendente.

En la superficie se deja un pilar de protección para evitar filtraciones, dado que la extracción por piques es costosa.

La explotación se realiza según la corrida y en sentido horizontal ( ascendente o descendente ). La extracción se realiza por el nivel inferior principal. Si el manteo es fuerte la mena puede dejarse

caer por gravedad y transportar en sentido horizontal.

Si la construcción de accesos es cara, por la existencia de plegamientos, se puede transportar en forma ascendente por medio de correas transportadoras, rastras, etc. Lo que se trata de evitar es elevar el mineral ( por el costo, tiempo perdido, etc. )

El laboreo en retirada es más conveniente para el arranque. Los piques de extracción deben quedar en zonas libres, no afectos a la explotación.

En yacimientos muy inclinados, el tráfico de personal se realiza desde el nivel superior al inferior a través de piques, chimeneas y rampas. Si el cuerpo es de poca inclinación el personal trafica por el nivel inferior y la salida es por labores inclinadas o rampas.

El tráfico de maquinarias, equipos, materiales, rellenos, se realiza desde labores superiores. La ventilación debe ser ascendente en las zonas de explotación ( vetas muy inclinadas ). En minas

profundas y calurosas debe ser descendente, en niveles superiores se calienta menos por auto compresión, es más refrigerado y seco que en los niveles inferiores.

1. Distancia entre Niveles :

En yacimientos con manteo moderado, la distancia entre niveles se mide según la pendiente. Generalmente se considera la distancia media vertical. En la separación entre niveles se aceptan valores múltiplos de 15. Lo normal es de 30 a 60 metros, aunque puede ser 75, 90 o más metros.

Los factores más relevantes que controlan el espaciamiento entre niveles son :

Factor Geológico.

Determinación de la profundidad del cuerpo. Se puede estimar mediante métodos científicos o por medio de sondajes.

Características Mecánicas de la Roca.

De acuerdo a las características de la roca encajadora y de mineral, se seleccionan métodos de explotación posibles de realizarse.

Factores Económicos.

. Costo de desarrollos, tanto horizontales y verticales.

. Costo de mantención y reparación de un nivel, de acuerdo al tiempo en que este se encuentre en producción considerando dos aspectos importantes como lo son : la fortificación y mantención de los accesos.

. Capital disponible para construir el nivel en un tiempo determinado.

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. Requerimiento de producción (TON / DIA ).

. Costo de arranque o de explotación.

. Recuperación de Mineral.

. Aspecto de Seguridad.

Otro aspecto importante es que, en el nivel debe existir al menos reservas que amorticen los accesos y preparación.

Otros Factores.

. Potencia

En yacimientos potentes se pueden elegir distancias menores (existencia de reservas ).

En yacimientos poco potentes se deben elegir distancias mayores.

. Manteo

Moderado. La separación puede ser reducida ( Reservas Moderadas ).

Fuerte . La separación debe ser mayor.

Entre Rangos :

0º - 10º : Se puede permitir una distancia inclinada entre niveles ( rampa )

10º - 45º : Es necesario traspaleo y debe ser reducida.

Mayor 45º : Puede ser mayor y escurre por gravedad.

. Ley

Si es alta ( bolsones, lentes ) debe ser reducida para evitar pérdidas de mineral.

. Velocidad de Arranque.

Velocidades Grandes ---------- Distancias Mayores

Velocidad Lenta ----------- La distancia debe ser menor.

Consideraciones Importantes.

. El costo de mantención de las labores crece con el tiempo porque deben permanecer abiertas.

. El tiempo de acceso y preparación deberán ser iguales al tiempo de explotación.

. La tendencia es adoptar la mayor distancia que sea posible.

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1. Pilares de Protección.

Es una cantidad de mineral, con espesor previamente definido, que no se extrae durante la explotación y que sirve como una muralla, techo o piso de protección en los diferentes laboreos de desarrollo, preparación y extracción de la unidad de explotación.

El espesor de este pilar depende de :

. Potencia del cuerpo mineralizado

. Manteo

. Resistencia del mineral

. Espesor de recubrimiento o sobrecarga

. Velocidad de Arranque.

El espesor debe ser mínimo para optimizar la recuperación, dada la mayor seguridad posible. La cantidad de mineral dejada en los pilares menor en proporción cuando la distancia entre niveles es mayor.

La recuperación de un pilar es un trabajo costoso, difícil y peligroso.

 

FACTORES QUE INFLUYEN EN LA ELECCIÓN DEL METODO DE EXPLOTACION

 

En la elección del método de explotación, intervienen fundamentalmente los siguientes factores :

Características Geográficas Características Geológicas y Físicas del yacimiento. Condiciones Económicas Características Geográficas :

Los aspectos más importantes dentro de este factor son :

. Profundidad

. Cercanía a un lugar poblado

. Clima.

Características Geológicas y Físicas del Yacimiento.

Las propiedades más importantes que deben conocerse en un yacimiento para elegir el sistema de explotación adecuado son las siguientes :

. La forma del yacimiento o cuerpo mineralizado

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Potencia si se trata de una veta o manto

Manteo si se trata de una veta o manto

Diseminación de las leyes si se trata de un yacimiento masivo.

. Profundidad respecto de la superficie

. Dimensiones del yacimiento, su cubicación.

. Naturaleza mineralógica de los componentes de la mena.

. Sus leyes o repartición de la mineralización en el interior del cuerpo mineralizado.

. Características mecánicas ( resistencia a la tracción y la compresión ) de la roca que constituye el cuerpo mineralizado y de la roca encajadora.

Condiciones Económicas.

La explotación de un yacimiento debe realizarse al menor costo posible. Debido a que tanto el costo de acceso, desarrollos y preparación propios del método de explotación son elevados. Intervienen además en las condiciones económicas el sistema de extracción, el tratamiento o procesamiento del mineral, inversiones en equipos, materiales y otros.

Las condiciones presente y futuro del mercado permiten determinar si un yacimiento de ciertas características Geológicas y físicas es explotable o no. También puede ser factor determinante el ritmo de explotación o el grado de selectividad alcanzable.

Hay una tendencia importante que lleva a explorar yacimientos de leyes cada vez más bajas, debido principalmente a dos causas :

. El agotamiento de los yacimientos de leyes altas.

. La necesidad del abastecimiento constante del mercado.

Para solucionar estos problemas se recurre a dos alternativas :

. Seleccionar en el interior del yacimiento las zonas más ricas, lo que nos lleva a los métodos selectivos.

. Explotar grandes masas de baja ley, con costos también bajos debido al gran tonelaje; esto nos lleva a los métodos altamente mecanizados. En este caso se juntan las condiciones geográficas y humanas. En los países de alto nivel industrial donde la mano de obra es cada vez más cara, conviene una alta mecanización, que en el caso de un país subdesarrollado puede ser antieconómica.

TIPOS DE YACIMIENTO

Masivos : Cobre Porfídico

( Teniente, Salvador )

ELECCION DEL METODO DE EXPLOTACION

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Factores de Selección :

Profundidad, forma y tamaño del cuerpo Ubicación ( Recursos ) Calidad Geomecanica de la roca mineralizada y roca de caja Distribución y Leyes Económico Reglamentación ( Medio Ambiente ).

Criterios de Selección :

Rendimiento y Productividad Seguridad al Personal, Equipos e Infraestructura Recuperación

N ( % ) = Reservas Extraídas

Reservas In situ.

Selectividad Dilución Simplicidad Costos :

a.- Inversión

b.- Operación

CLASIFICACION DE LOS METODOS DE EXPLOTACION

c.- Por Hundimiento

c.2.- Block Caving

BLOCK CAVING

CARACTERÍSTICAS DE LA EXPLOTACIÓN POR HUNDIMIENTO

La explotación por hundimiento se basa en que tanto la roca mineralizada como la roca encajadora esté fracturada bajo condiciones más o menos controladas. La extracción del mineral crea una zona de hundimiento sobre la superficie por encima del yacimiento. En consecuencia es muy importante el establecer un proceso de fracturación continuo y completo, ya que las cavidades subterráneas no soportadas, presentan un riesgo elevado de desplomes repentinos que originan graves efectos a posterioridad en el funcionamiento de la explotación.

Las características de la roca constituyen el facto esencial del comportamiento del mineral frente al hundimiento. Es necesario no solamente que el hundimiento ocurra, sino que además el mineral presente una granulometría adecuada.

La fragmentación de la roca es provocada más por las fatigas de tracción que por las de compresión, de modo que la tendencia será de tener mineral mejor fragmentado en el centro el bloque que en los extremos. Este tiene la ventaja de evitar la mezcla del mineral útil con el material proveniente de la roca encajadora.

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En la explotación por Block Caving, por una parte, conviene minimizar las concentraciones de esfuerzos en el nivel de producción y pilar de protección, para mantener estables galerías de extracción; y por otra, conviene maximizar la concentración de esfuerzos sobre el nivel de hundimiento para producir la socavación y mejorar la fragmentación del mineral.

La estabilidad en las labores de extracción ha sido optimizada mediante una orientación adecuada.

Los trabajos tendientes a romper la base de un bloque determinado, tienen su inicio en el diseño de la malla, la cual determinará las características del resto de las galerías componentes del sistema. La determinación de la malla depende fundamentalmente de las características de la roca.

El éxito en el hundimiento de un bloque, independiente de las características de hundibilidad de la roca, depende de los factores fundamentales que son:

A. La base del bloque deberá fracturarse completamente; si se quedaran pequeñas áreas sin quebrar, ellas actúan como pilar, transmitiéndose grandes presiones desde el nivel de hundimiento hacia el de producción, las que pueden llegar a romper el pilar existente entre ellos, afectando completamente la estabilidad de las galerías del nivel de producción. Esto trae consigo un aumento importante en los costos de extracción.

B. La altura de socavación inicial proporcionada por la tronadura, debe ser tal que no se produzcan puntos de apoyo del bloque que impidan o afecten el proceso de socavación natural inmediata.

El primer caso, o sea, la formación de pilares, se evita con un adecuado diseño de perforación especialmente, con un correcto carguío de los tiros. En todo caso, si se verifica la existencia de un pilar, se interrumpe la etapa de hundimiento, concentrando las actividades en eliminarlo completamente para poder continuar con la secuencia de "quemadas". En el segundo caso, para evitar los posibles puntos de apoyo del bloque, una vez tronada la base, es necesario determinar previamente la altura que debe alcanzar la socavación producida por la tronadura.

La extracción en cada punto debe ser controlada con sumo cuidado de manera de evitar contaminaciones del mineral con el estéril. El contacto mineral - estéril debe mantenerse según un plano bien definido que pueda ser horizontal o inclinado.

En general, con el método Block Caving, se puede recuperar el 90% del mineral comprendido por la zona de explotación. Este coeficiente de recuperación depende principalmente de la forma en que se efectúa la extracción del primer tercio de la producción del block.

DEFINICION

En explotación de minas se denomina "caving" a toda operación destinada aprovocar el hundimiento de la roca, mediante la utilización de los esfuerzos naturales que ejercen los terrenos alrededor de la zona de interés.

PRINCIPIO DEL METODO

Los esfuerzos que actúan en un lugar, y a cierta profundidad de un yacimiento, tienen su origen en el peso de las rocas hasta la superficie, y en los fenómenos externos de un yacimiento, tales como : Movimientos "horizontales, debido a movimientos de placas en la corteza terrestre. Todo macizo rocoso permanece en equilibrio mientras no se cree una cavidad lo suficientemente extensa en su interior, de modo de romper el equilibrio existente, creando una redistribución de esfuerzos en su alrededor.

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La estabilidad de ésta cavidad dependerá de sus dimensiones, competencia de la roca y de los esfuerzos existentes en el área. Si la resistencia de la roca, no es lo suficiente para soportar el cambio de solicitación, ésta socavará hasta llenar la cavidad con material fragmentado de distintas densidades. Una vez llena la cavidad se genera una fuerza de reacción que restablece el equilibrio.

Si se extrae el mineral fragmentado, a medida que se socava, el equilibrio no se restablece y la socavación continuará hasta la superficie.

El Block Caving se basa en éste principio, el cual consiste en crear una cavidad de manera que la dinámica de desplome no se detenga, extrayendo el mineral por una malla de puntos ubicados en la base del block.

El método de explotación por Block Caving se define luego, como el derrumbamiento de bloques por corte inferior, el mineral se fractura y fragmenta gracias a las tensiones internas y efecto de la gravedad. Por consiguiente se necesita un mínimo de perforación y tronadura en la extracción del mineral.

La palabra bloque está referida al sistema de explotación, en que el yacimiento se divide en grandes bloques de varios miles de metros cuadrados. Cada bloque se corta por la zona inferior; es decir, se excava practicando una ranura horizontal mediante tronadura.

De ésta forma queda sin apoyo el mineral que está por encima (millones de toneladas) y las fuerzas de gravedad que actúan sobre ésta masa producen una fractura sucesiva que afecta al bloque completo. Por último y debido a las tensiones de la roca, se produce la fragmentación del material, el cual puede extraerse por medio de piques o mediante cargadores.

CAMPO DE APLICACION

Básicamente, el método de explotación Block Caving, es un sistema normalmente usado para extraer depósitos profundos, masivos, de bajas leyes en CU,Mo, Fe.

Hoy en dia, la producción masiva de extracción de menas subterráneas, bajo condiciones favorables, es una de las más eficientes, con bajos costos de minas.

Este método se utiliza en numerosos yacimientos de grandes dimensiones; en general, yacimientos de alto tonelaje, que cubren una extensa área y son muy potentes. Usualmente, la producción está en un rango de 10.000 tons. a 100.000 tons. por dia.

Su campo de aplicación es muy amplio. Se puede aplicar teóricamente en cualquier tipo de roca no demasiado resistente a la tracción y cualquiera que sean las caracteristicas de la roca encajadora, pero es preferíble que la resistencia de la roca que se explota sea menor que la de la roca encajadora.

La explotación por Block Caving, es un método económico bajo condiciones favorables. El extenso trabajo de desarrollo que tal explotación conlleva y el tiempo que se emplea hasta alcanzar la plena capacidad de producción, son los inconvenientes de partida. Por otra parte existen ciertos riesgos de derrumbamientos y fragmentación, que están fuera de los controles de mineria.

En general, los yacimientos más favorables para la aplicación del método de hundimiento por bloques son los grandes intrusivos de cobre porfirico, yacimientos de Hierro, tanto sedimentarios como intrusivos, etc. Estos depósitos deberán estar ubicados a gran profundidad y deberán poder ser extraidos a costos inferiores que por un método a cielo abierto. Los depósitos deben tener grandes reservas, cubrir un área extensa y tener una altura relativamente grande. La mayoria de estos depósitos se explotan a gran escala durante un periodo bastante largo, de tal forma que justifiquen la gran inversion requerida para ponerlos en producción.

CARACTERISTICAS DE LA EXPLOTACION POR HUNDIMIENTO

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La explotación por hundimiento se basa en que tanto la roca mineralizada como la roca encajadora está fracturada bajo condiciones más o menos controladas. La extracción del mineral crea una zona de hundimiento sobre la superficie por encima del yacimiento. En consecuencia es muy importante el establecer un proceso de fracturación continuo y completo, ya que las cavidades subterráneas no soportadas, presentan un riesgo elevado de desplomes repentinos que originan graves efectos a posterioridad en el funcionamiento de la explotación.

Las caracteristicas de la roca constituyen el factor esencial del comportamiento del mineral frente al hundimiento. Es necesario no solamente que el hundimiento ocurra, sino que además el mineral presente una granulometria adecuada.

La fragmentación de la roca es provocada más por las fatigas de tracción que por las de compresión, de modo que la tendencia será de tener mineral mejor fragmentado en el centro el bloque que en los extremos. Este tiene la ventaja de evitarla mezcla del mineral útil con el material proveniente de la roca encajadora.

En la explotación por Block Caving, por una parte, conviene minimizar las concentraciones de esfuerzos en el nivel de producción y pilar de protección, para mantener estables galerías de extracción; y por otra, conviene maximizar la concentración de esfuerzos sobre el nivel de hundirniento para producir la socavación y mejorar la fragmentación del mineral.

La estabilidad en las labores de extracción ha sido optimizada mediante una orientación adecuada.

Los trabajos tendientes a romper la base de un bloque determinado, tienen su inicio en el diseño de la malla, la cual determinará las caracteristicas del resto de las galerías componentes del sistema. La determinación de la malla depende fundamentalmente de las caracteristicas de la roca.

El éxito en el hundimiento de un bloque, independiente de las caracteristicas de hundibilidad de la roca, depende de los factores fundamentales que son :

a) La base del bloque deberá fracturarse completamente. Si quedaran pequeñas áreas sin quebrar, ellas actúan como pilar, transmitiéndose grandes presiones desde el nivel de hundimiento hacia el de producción, las que pueden llegar a romper el pilar existente entre ellos, afectando completamente la estabilidad de las galerias del nivel de producción. Esto trae consigo un aumento importante en  los costos de extracción.

b) La altura de socavación inicial proporcionada por la tronadura, debe ser tal que nose produzcan puntos de apoyo del bloque que impidan o afecten el proceso desocavación natural inmediata.

El primer caso, o sea, la formación de pilares, se evita con un adecuado diseño de perforación y, especialmente, con un correcto carguio de los tiros. En todo caso, si se verifica la existencia de un pilar, se interrumpe la etapa de hundimiento,concentrando las actividades en eliminario completamente, para poder continuar con la secuencia de "quemadas". En el segundo caso, para evitar los posibles puntos de apoyo del bloque, una vez tronada la base, es necesario determinar previamente la altura que debe alcanzar la socavación producida por la tronadura.

La extracción en cada punto debe ser controlada con sumo cuidado de manera de evitar contaminaciones del mineral con el estéril. El contacto mineral-estéril debe mantenerse según un plano bien definido que pueda ser horizontal o inclinado.

En general, con el método Block Caving, se puede recuperar el  90% del mineral comprendido por la zona de explotación. Este coeficiente de recuperación depende principaimente de la forma en que se efectúa la extracción del primer tercio de la producción del block.

ANTECEDENTES DEL METODO BLOCK CAVING

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La explotación de un área se hace siguiendo uno de los siguientes esquemas:

1. Dividiendo el área en bloques cuadrados o rectangulares cuya dimensión mínima se relaciona con la hundibilidad de la roca y la máxima se diseña en función de parámetros operacionales y económicos. En este tipo de diseño deberán crearse barreras o pilares entre bloques hundidos para minimizar la dilución.

2. Diseñando paneles que abarcan el área desde un extremo a otro. En este caso el hundimiento es un proceso continúo a lo largo del área y se dejará una barrera de contención o pilar para impedir que el estéril del panel agotado diluya el mineral de la nueva explotación una vez hundido el panel.

3. Manteniendo un hundimiento continuo en ambas direcciones sin dejar barreras ni pilares. Este frente de hundimiento continuo impide la formación de puntos o líneas de alta presión y, por lo tanto, se tendrá menos problemas de estabilidad. Además permite una amplia flexibilidad para variar los ritmos de producción fijados.

Una vez definido el bloque para su explotación se inician los trabajos de preparación de galerías, que comprenden:

Galería de transporte Galería de traspasos Galería de hundimiento Galerías de producción Galerías de ventilación, etc.

MALLA DE EXTRACCIÓN

Se entiende por malla de extracción o también malla de tiraje, a la disposición geométrica de los puntos por donde se extrae el mineral en el nivel de producción de un sistema por "Block Caving".

En la zona que se está explotando, la extracción se hace a través de muchos puntos dispuestos en una malla que cubre el área hundida.

Para el diseño de estas mallas de extracción, se han usado diferentes formas: cuadradas, rectangulares, triangulares.

La separación de los puntos de extracción depende fundamentalmente de la granulometría del mineral obtenido, de la socavación natural y de los equipos usados para la extracción.

FLUJO DE EXTRACCION DEL MINERAL

Los tres métodos básicos de flujo de extracción del mineral, comúnmente usados en la actualidad son:

Flujo gravitacional Flujo mediante Scraper Flujo mediante equipos LHD.

El tipo de flujo del material, diseñado para una operación de explotación, se enfocan en los siguientes aspectos:

Gasto de Capital y tiempo requerido para poner una operación de explotación, se enfocan en los siguientes aspectos:

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Productividad, eficiencia y costos de operaciones. Grado de seguridad en la producción Porcentaje de recuperación del depósito, tanto en tonelaje como en ley.

Fundamentalmente el tipo de flujo usado debe ser compatible con las características físicas del depósito para su extracción, y con la posición financiera a la operación minera.

Una diferencia en los sistemas, es la forma que se realiza el avance del hundimiento. En el LHD se hace avanzado por paneles y en el tradicional por bloques. Otras diferencias están en el diseño de extracción y traspaso, debido principalmente a la granulometría.

ALTURA DE SOCAVACIÓN

La altura de socavación se define como la distancia vertical existente entre el piso del nivel de hundimiento y la base suspendida del bloque resultante de la Tronadura.

En la práctica, la altura de socavación así definida debe superar a la altura del cono formado por el ángulo de reposo del mineral. Lo que se pretende es evitar que la roca fracturada que se acumula a partir del espacio limitado por los bordes de las chimeneas, no alcance una altura de socavación producida por la tronadura, ya que de ser así, la roca acumulada serviría de apoyo al bloque cuya base se ha socavado impidiendo o dificultando el desplome posterior.

La altura del cono formado por el ángulo de reposo depende fundamentalmente de la distancia entre los puntos de extracción, ya que, mientras más grande sea ésta, mayor será la base del cono y por ende su altura. Este factor en la práctica está limitado por el alcance de la barrenadura, ya que a medida que aumenta la altura del cono, de mayor longitud habrán de ser las perforaciones necesarias para superarla.

La altura del cono también depende en menor escala, de la granulometría del mineral, mientras más fina se formarán conos de menor altura, y a la inversa colpas de mayor tamaño formarán conos de mayor altura.

ALTURA OPTIMA DEL BLOCK.

En depósitos de gran altura la explotación se hace en diferentes niveles a medida que se agotan los niveles superiores. La separación de dos niveles sucesivos está asociada al tonelaje que se extrae   por cada punto de extracción y en consecuencia se relacionará con la vida o utilización que tendrá la infraestructura del nivel.

Debido al alto costo que representa la preparación de un nivel de producción y de un bloque en particular, es porque la altura del bloque, es una de las decisiones más importantes de la planificación en la explotación por hundimiento y por lo cual se invierten fuertes recursos de ingenieria antes de decidir la altura óptima.

La altura de los bloques, a variado sustancialmente desde las primeras aplicaciones del método sin embargo, en las últimas aplicadas ésta a permanecido prácticamente invariable en la mayoria de las faenas mineras. Podemos decir que el gran desafio que ha impuesto el bajo precio de los metales en el último tiempo, asociado a los nuevos antecedentes entregados por la moderna ciencia de la mecanica de roca, nos ha hecho cuestionar los diseños tradicionales y considerar altemativas de alturas de bloques que hasta hace pocos años habian sido consideradas prohibitivas.

Aunque la variación de las alturas usadas es muy grande, se ha podido establecer una tendencia a aumentar la altura de las columnas mineralizadas en los altimos años.

La altura de la columna mineralizada se justifica en lo siguiente :

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Para justificar los altos costos de desarrollos primarios y secundarios. Para asegurar una buena socavación.

Los principales factores que tienen directa relación con la altura de los bloques son :

1. Amortizaci6n de la infraestructura.

2. Estabilidad del nivel de producción.

3. Dilución y perdida de mineral.

4. Distribución de leyes en altura.

5. Fragmentación.

6. Planificación.

7. Riesgo de no extracción.

8. Experiencia mundial.

Método Block Caving Extracción Gravitacional :

Esta variante del método de explotación es aplicable a yacimientos o sectores en los cuales la competencia de la roca permite principalmente usar fuerzas de gravedad como método de traspaso de mineral.

El grado de fracturamiento obtenido permite la utilización de embudos, los cuales se encuentran conectados a buitras en donde la distribución y traspaso de mineral es controlado por buitreros.

La utilización de estas variantes esta aún vigente en el sector Teniente3, lsia Estandars, Quebrada Teniente. sector principalmente son mineral secundario, utilizando una malla de extracción de 10 x 10. ( fig. 6.1 )

( fig. 6.1 )

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(fig. 6.15)

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Método Block Caving con Reducción Mecanizada

La diferencia fundamental con la variante anterior corresponde la utilización de un martillo picador como una forma de distribución y reducción de tamaño del mineral en el pto. de extracción, debido a una mayor competencia de la roca las colpas de mayor tamaño también lleva asociada una variación del diseño minero, la que se ve materializada en la construcción de zanjas y reforzamiento de los puntos de extracción. ( fig. 6.2 )

( fig. 6.2 )

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Método Block Caving Extracción con Scraper

Cuando el limite inferior de la mineralización llega hasta el nivel de transporte o cercano a él, una infraestructura de pique de traspaso requiere de una cantidad considerable de metros en la extensión vertical, por lo que se prefiere utilizar este sistema, reduciendo asi la distancia entre el nivel de producción y el nivel de transporte. ( fig. 6.3 )

 

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GALERIA DE ARRASTRE A NIVEL DE TECHO DE AVANCE DE

TRANSPORTE SECUNDARIO (Fig. 6.3)

 

GALERIA DE ARRASTRE CON CHIMENEA INTERMEDIA VERTICAL HASTA EL AVANCE DE TRANSPORTE SECUNDARIO

 

Método Panel Caving (Block Caving Extracción Mecanizada (LHD))

La disminución paulatina de áreas con mineral secundario requirió de un diseño y metodologia tendiente a explotar satisfactoriamente la reservas de mineral primario, una estrategia de solucionar los problemas

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vislumbrados debido al tipo de fracturamiento del mineral (colpas de mayor tamaño) y la baja productividad del método convencional.

Lo anterior condujo a definir el diseño del método de explotación Panel Caving. En este sistema de explotación el concepto de bloques es reemplazado por la unidad básica de producción , que corresponde a un numero de puntos de vaciado en donde un equipo LHD opera.

El hundimiento o incorporación de nuevas áreas a la producción es realizado en forma continua, por puntos de extracción, a diferencia con el método convencional en donde el hundimiento es realizado en forma discreta.

Sus Principales características de diseño consideran la utilización de zanjas (15 mts de largo, 12 mts de ancho en su parte superior) en reemplazo de los buzones, en el nivel de producción existe una serie de galerías paralelas (calles) separadas 30 metros entre si cuya sección generalmente es de 3,6 x 3,6 mt, las que son interceptadas cada 15 mts. por estocadas de carguio de sección similar en un ángulo de 60 grados, que permite una mayor facilidad de movimiento al equipo LHD. con esto la malla de extracción posee dimensiones de 17,32 x 15 con un área de influencia de 260 mt cuadrados por punto de extracción.

Las dimensiones de las colpas requieren de la construcció de un nivel de reducción intermedio, entre el nivel de producción y el nivel de transporte , en donde las cámaras de picado, los martillos picadores estacionarios o semi-móviles reducen de tamaño las colpas antes deser enviadas al nivel de transporte.

La implementación de este método esta vigente en los siguiente sectores :  Teniente 4 LHD (33.000 TPD), Regimiento (7.000 TPD), lsla Martillo (4.800 TPD) y posterior se utilizara en los proyectos Esmeralda (45.000 TPD), Diamante Norte y Diamante Sur (45.000 TPD). ( fig. 6.4 )

METODO DE EXPLOTACION PANEL CAVING ( fig.6.4 )

 

BLOCK CAVING - PANEL CAVING

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FORTIFICACION PUNTO DE EXTRACCION Y VICERA NIVEL DE PRODUCCION

  

NIVEL DE PRODUCCION LHD ESQUEMA DEL SISTEMA DE

EXTRACCION DE MINERAL

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SISTEMA DE EXTRACCION MARTILLOS PICADORES SEMI-MOVILES

 

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INDICE DE HUNDIBILIDAD

La hundibilidad es uno de los aspectos críticos para la factibilidad de explotación por le método Block Caving, por ello existe un índice para predecir ésta hundibilidad.

Resulta obvio que un índice de éste tipo debe estar basado en el mecanismo que controla el proceso de hundimiento y factores geomecánicos de mayor relevancia, los cuales para su utilización en el índice, deben ser medidos y cuantificados.

Estos factores son:

R.Q.D. Estado de Esfuerzo In-Situ Ensayo de carga puntual Ensayo de Masa de Fricción

R.Q.D (%) Calidad de la roca

0 - 25

25 - 50

50 - 75

75 - 90

90 - 100

Roca muy mala

Roca mala

Roca regular

Roca buena

Roca excelente

La interpretación en térmicos de hundibilidad es de acuerdo a la siguiente clasificación:

R.Q.D. (%)

75

51 - 74

27 - 50

6 - 26

0 -5

Roca muy mala hundibilidad

Roca mala hundibilidad

Roca regular hundibilidad

Roca buena hundibilidad

Roca excelente hundibilidad

 

COEFICIENTE DE HUNDIBILIDAD:

Es la capacidad de un bloque para colapsar y hundirse después del polvorazo.

 

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Coeficiente clasificación

0 - 4.5

4.6 - 6.5

6.6 - 8.5

8.6 - 10.5

10.6 - 12.0

Muy bajo

Bajo

Mediano

Alto

Muy alto

 

Para conocer el índice se requiere de los antecedentes de:

Fracturamiento

Dureza

Litología

Todos referidos a la base del bloque, y entregados por geología.

 

FRECUENCIA DE FRACTURAS

Fracturamiento Grado F/m

Débil

Moderado

Fuerte

Intenso

1

2

3

4

4

4 - 10

11 - 24

20

 

DUREZA

Dureza Grado Lb/pulg2

Muy dura

Dura

1

2

32500 + - 2500

22500 + - 7500

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Moderada

Blanda

3

4

10000 + - 5000

2500 + - 25000

 

Litología:

Se refiere al tipo de roca existente en un sector

Fragmentacion - Moderadamente gruesa, bloques o camotes no mas 2 pies

-Alguna acción de atriciónSe requerirán LHD

Hundimiento - Large Undercut CavingArea Radio Hidraulico (RH) >=30

Dilucion West area should cave finer dilution , a problema possible leave pillar beware of cut ore cut off least

-La zona oeste hundirá más fino, un problema de dilución posible al dejar pilar,tener cuidado con ley de mineral sea menor que el cut off.El área oeste hundirá con dilución muy fina, un problema el posible pilar de la licencia tiene cuidado con de corte de la mena cortado fuera de menor

Desarrollo

Impacto en ParedDel PIT

Existira desprendimientos de roca de las paredes del pitEstabilidad de lasExcavaciones Subterraneas Large opening but is competent

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¿Is UG at Chuquicamata Mine? Yes Technically

Most Feasible Method

La factibilidad de métodos selectivos no es económic

Las presiones originales por el lastre no permite su control, de acuerdo a la experiencia.

El EstudioConceptual deberá considerar el aspecto dilución por material fino en el arera WE. Se requiere buena información geologica.

Method Selection(Key Parameter)

Ore GeometryCaracterizacion

Rock StrenghtJointingStress Field

Otro aspecto especifico en Chuquicamata:Estabilidad de la Pared OesteIs there ore below the economic pointNeed for short term increase production

ORE GEOMETRY

With 200-300 m el 1% CuLength 1000 mThickness 250 m

High grade zone is limited by drilling data

OP ist prize Informacion requerida para in iciciar el Estudio

Product Capacity – Detail

Potential Draw Point % extraction, dilution

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Page 29: UnAlcanceFuturoExplotacionSubterraneaMina Chuquicamata 1990

Production ton in gradeEstimacion de puesta en marcha(Raaaate of commisioning)DESIGN PARAMETER

Available RESERVES Grade DistributionRock Mass RatingStructural GeologyCavality/StabilityFragmetationDraw analysis v/s DilutionDaw point spaceOrientation of extraction drift in sizeCave

Transition Period

Geometry PIT and UGCrean zona alternativa de termino

Comment of following

TF Tiempo final de operaciones combinadas OP/UGii)Conclussions:

Ris wier conmtingencyBase Case OP/UG

Comparar primero OPStability no panic

Mining SecuenceMonotoring

- OP LOM definition Vida de la MinaOP/UG breaking

UGConceptual design

Antes definir costosTransition

Combination- Justificacion?2000 cross section of ore zone below pit showing:

West Fault Zone and variationMajor structural feature rock mass classificationTo cave ore zone plus 200 m

GENERAL OBJETIVE

Ore Reserves Profibality económicas

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Page 30: UnAlcanceFuturoExplotacionSubterraneaMina Chuquicamata 1990

Life of mineSe puede proponer un Estudio para definir el Método de Explotacion

PURPOSE OF PRESENT VISIT

To comment of following:

Technical Feasibility of a combined operationsii) Informacion requerida para el Estudio

COST MODEL

For ore block

Mining Cost

DrillingBlastingHandlingLoading

Metallurgical Cost

Planificacion Minera

La pared del Pit debe monotorizarse en la medida que se planificaDesarrollo del Pit Final es esencial antyes de tomar una decisiónNecesidades Preliminares

• Plan Vida de la Mina(LOM G{global targets)Explorations requirements

Plan Largo Plazo(LTP)Investments risk periodReserve optimizationExploratio optimization

Plan Medio Plazo/Plan Corto Plazo(MTP/STP)

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Page 31: UnAlcanceFuturoExplotacionSubterraneaMina Chuquicamata 1990

Optimization Equipment UtilizationProduction ScheduleReserve Perfomance

Las expansiones están relacionadas con los factores anterioresNo se conoce información sobre la presión del agua subterráneaAlternative solution

Incrementp parcial angulo de taludEnsanche huellas

ASPECTOS GENERALES DE PIT FINAL EN LA ACTUAL EXPLOTACION

¿Cuáles son las consideraciones sobre los costos incluidos en el PF,especialmente Costo Capital incluido?...¡¡Beneficio 0!!Ley de corte variable en los 25 añosSi se incluyen en diseño de PF COSTOS----poniendo bordes hasta donde se puedaLa metodología del costing actual en el PIT no es real para compararla con un método subterráneo. Un estudio demora mas de dos meses.Para el estudio solicitado, se precisa de un PIT real considerando todas las variables especialmente COSTOS¿Qué angulo se utilizara en pared este y Oeste?

Definicion de las expansiones con stripping minimo

3. CROCH NI 14 – 15 añosLado S-E se llega PF dentro de 5 añosMJ1 año 1991 hasta MK1 Actual

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Page 32: UnAlcanceFuturoExplotacionSubterraneaMina Chuquicamata 1990

20x20x13 bloques

RC

Stability Wall Slope

3,1 m desplazamiento horizontal/año

2° Semestre 0,44

6 meses 1988………0,28

No fue un movimiento acelerado el que mostro el monitoreoEs un rango normal para que la mina pueda operarOtras minas como BIGHAM critico 15 a 20 m/dia. No es fácil mantener la operación de la minaEl primer semestre de 1988 :

3,1 m/semestre1,36 m/dia average

Podria ocurrir un colapso catastróficoAnalisis mecanismo de falla

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Page 33: UnAlcanceFuturoExplotacionSubterraneaMina Chuquicamata 1990

Los extensómetros indican que hay movimiento 180 m mas debajo de la superficieLos set de fracturas su orientación contribuyen al comportamientoSi la roca fuese rigida no tendríamos este comportamientoReducir la longitud de las expansiones.

Area disipación de tensionesPrimero el sector N

Estas acciones permiten controlarExiste un modelo

Comportamiento plastico

Expansion o rampa

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25°

32°

Meseta sostenimiento

Todas las fracturas y fallas orientadas hacia el Oeste contribuyenAntes esta situación no podría existir un desplazamiento repentino de la paredEn una remoción rápida abajo podría cambiar el estado de estabilifdadSe debe desarrollar un método minero que permita controlar y no aumentar el desplazamientoy mejorar la estabilidad

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Esto es independiente del precio del CuHay dos parámetros:

Cambio que considera costos de operación y otro considera costo de capitalLos costos de operación se pueden duplicarCriterio ley de Corte es difícil incluir en el plan, conviene basarse en un Costo de Corte que contemple cut off gradeHay trabajo para determinar reservas por Rajo Abierto antes de hacer un UG

UNDERGROUND MINING (UG)

Mantener operaciones Rajo Abierto durante un periodo tan largo como sea posibleTerminada la profundidad del PIT se pasaría a UGMEstudio Conceptual Metodo de Explotacion que permita manejar las reservas contiguas a la mina Chuquicamata.

Analizar parámetros claves parar hacer UGMNo llegar nivel de detalle usando información actual disponibles en otras minasLos costos y todo que se pueda utilizar conviene analizarlo y estudiarlo. Un estudio de este tipo puede demorar alrededor de 6 meses.

Los costos obtenidos sirven para comparar OP v/s UG y deben contener el Capital CostEl Estudio indicaría la Factibilidad de acuerdo a las reservas disponibles y a lo mejor se deberá buscar mas reservasAl analizar un UG que se puede utilizar la infraestructura del OP. Cualquiera Inversion que se haga en el OP debe considerar la posibilidad de utilización en el UGEstudiar anticipadamente el efecto de DilucionControl de Dilucion

- MD Access/ore waste handling

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LOM PIT PLAN (Vida Mina)

- Definir breakeven cost v/s UGZero Profit

No se puede definir el PIT FINAL sin considerar Costo de Capital, El precio de venta del Cu influye

El Plan influye en los costos independiente del precio.

¿Cuándo detener producción en base a los costos?

Costo US$/lb

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Page 37: UnAlcanceFuturoExplotacionSubterraneaMina Chuquicamata 1990

Total Fine CuCapital CostCut Off Cos

Descripción del contenido del programa GeoRock 07

Bieniawski (1976)Esta clasificación se ha desarrollado a partir de la experiencia en obras realizadas en África del Sur. Su aplicación no tiene apenas limitaciones, excepto en rocas expansivas y fluyentes donde no es aconsejable su uso.Para determinar la calidad del macizo rocoso, se divide éste en dominios estructurales, es decir, en zonas delimitadas por discontinuidades geológicas dentro de las cuales la estructura es prácticamente homogénea. La estructura del macizo comprende el conjunto de fallas, diaclasas, pliegues y demás características geológicas propias de una determinada región. El parámetro que define la clasificación es el denominado índice RMR (Rock Mass Rating), que evalúa la calidad del macizo rocoso a partir de seis parámetros siguientes:

Resistencia de la roca intactaR.Q.D. Rock Quality DesignationEspaciado de las discontinuidadesCondición de las discontinuidadesCondiciones hidrológicasAjuste por orientación de las juntas

Los resultados obtenidos son: el valor del RMR, clase y descripción del macizo rocoso y la guía para la excavación y sostenimiento de túneles dependiendo del RMR.Inicio de la página

Bieniawski (1989)Clasificación análoga a la anterior pero con diferencias dentro de las tablas de cada parámetro utilizado.

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Inicio de la página

Pantallas de la clasificación de Bieniawski. Hacer clic en la imagen para verla a tamaño real

Barton (1974)En esta clasificación se catalogan los macizos rocosos según el denominado índice de calidad Q, basado en los seis parámetros siguientes:

R.Q.D. Rock Quality Designation (RQD)Numero de familias de juntas (Jn)Rugosidad de las juntas (Jr)Meteorización de las juntas (Ja)Presencia de agua (Jw)S.R.F. Stress Reduction Factor (SRF)

Mediante los 6 parámetros indicados, se define la calidad del macizo rocoso mediante la formula:

Los resultados obtenidos son: la dimensión equivalente, el valor Q, calidad del macizo rocoso y tipo de sostenimiento recomendado para el túnel dependiendo del valor de Q.Inicio de la página

Barton (1993)Clasificación análoga a la anterior, basada en el nuevo ábaco de Barton.Los resultados que se obtienen son: clase de roca, índice de calidad Q, dimensión equivalente, categoría y tipo de sostenimiento, espaciado de los pernos en zonas gunitadas y no gunitadas, así como la longitud de los mismosInicio de la página

Pantallas de la clasificación de Barton. Hacer clic en la imagen para verla a tamaño real

Laubscher (1976)La clasificación geomecánica de Laubscher es una modificación de la de Bieniawski (1976, 1979) y está basada en experiencias en explotaciones mineras, generalmente en roca dura y a profundidades elevadas, donde las tensiones naturales e inducidas por la explotación juegan un importante papel.Además de la consideración de los campos tensionales, las aportaciones de Laubscher van dirigidas a los efectos de las voladuras así como a la influencia de la meteorización en los macizos rocosos.El índice de calidad del macizo rocoso se obtiene como suma de los cinco parámetros siguientes:

R.Q.D. Rock Quality DesignationI.R.S. Resistencia de la roca intactaIndice del espaciado de las juntasEstado de las juntasFlujo de agua

Se realizan una serie de ajustes dependiendo de:La meteorización

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Tensiones de campo e inducidasCambios tensionales debido a la propia explotaciónTipo de excavación y orientación respecto a la estructura geológicaEfecto de las voladuras

Los resultados obtenidos son: el valor del RMR, clase, subclase y descripción del macizo rocoso y el diseño del sostenimiento dependiendo del RMR.Inicio de la página

Laubscher (1984)Clasificación análoga a la anterior pero solo con cuatro parámetros, el flujo de agua en esta clasificación no existe.Inicio de la página

Pantallas de la clasificación de Laubscher. Hacer clic en la imagen para verla a tamaño real

PresentaciónPágina principalGeoRock 07GeoTopo XXIRozadorasEnsayos de laboratorioCurvas característicasJumbos La Empresae-mailEnlacesMapa de la WebDescargasNovedades

Temario

Tema 1. MATRIZ ROCOSA. CARACTERÍSTICAS GEOMECÁNICAS.

Concepto de roca, matriz rocosa y macizo rocoso.La roca matriz. Mineralogía, textura y estructura.Clasificación de las rocas.Exigencias de las normas vigentes.Características de las rocas.Meteorización de las rocas.

Tema 2. DISCONTINUIDADES DEL MACIZO.

2.1. Introducción. Las orogenias y la edad de las rocas.2.2. La teoría de la tectónica de placas.2.3. Las deformaciones del material de la corteza terrestre.2.3.1. Diaclasas y su medición.

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2.3.2. Fallas. Tipos y reconocimiento.2.3.3. Fallas activas y terremotos. Peligrosidad sísmica.2.3.4. Pliegues. Tipos, reconocimiento y representación cartográfica.2.3.5. Domos, cubetas y diapiros.2.3.6. Mantos de corrimiento.

Tema 3. EL AGUA EN EL MACIZO ROCOSO.

3.1. Introducción.3.2. El ciclo del agua. Balance hídrico. Acuíferos.3.3. Medida de la permeabilidad.3.4. La circulación del agua en el macizo.3.5. Influencia del agua en el terreno y la obra. 3.6. Tratamiento de las aguas del macizo.

Tema 4. ROCAS IGNEAS. UTILIZACIÓN Y COMPORTAMIENTO.

4.1. Introducción.4.2. Composición mineralógica. Texturas.4.3. Estructura de las rocas ígneas plutónicas.4.4. Estructura de las rocas volcánicas.4.5. Clasificación de las rocas ígneas.4.6. Granito y rocas de la familia del granito.4.6.1. Composición mineral y alteración del granito.4.6.2. Utilización y comportamiento del granito.4.6.3. Aplita y Pegmatita. Utilización y comportamiento.4.7. Sienita, diorita y gabro. Utilización y comportamiento.4.8. Rocas volcánicas. Tipos, composición y clasificación.4.8.1. Depósitos piroclásticos. Utilización y comportamiento.4.8.2. Basalto. Utilización y comportamiento.4.8.3. Traquita y fonolita. Utilización y comportamiento.4.8.4. Ignimbritas, tobas y brechas volcánicas.

Tema 5. ROCAS SEDIMENTARIAS. UTILIZACIÓN Y COMPORTAMIENTO.

5.1. Introducción. Agentes, medios y procesos sedimentarios.5.2. Composición mineralógica y textura de las rocas sedimentarias.5.3. Estructura de las rocas sedimentarias.5.4. Clasificación de las rocas sedimentarias.5.5. Rocas detríticas. Utilización y comportamiento.5.5.1. Gravas y arenas.5.5.2. Limos y arcillas.5.5.3. Conglomerados y areniscas.5.5.4. Limolita y arcillita.5.6. Rocas carbonáticas. Utilización y comportamiento.5.6.1. Calizas y dolomias.5.6.2. Rocas intermedias. Margas, calciarenitas y calcirruditas.5.7. Rocas evaporíticas. Utilización y comportamiento.

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5.7.1. Yesos y cloruros.5.8. Otras rocas sedimentarias.

Tema 6. ROCAS METAMÓRFICAS. UTILIZACIÓN Y COMPORTAMIENTO.

6.1. Procesos metamórficas. 6.1.1. Concepto y clases de metamorfismo.6.1.2. Grados de metamorfismo y minerales.6.2. Texturas, estructura y geomorfología.6.3. Clasificación, utilización y comportamiento.6.3.1. Rocas de metamorfismo dinámico. Milonitas y cataclastitas.6.3.2. Rocas de metamorfismo de contacto. Corneanas y pizarras moteadas.6.3.3. Rocas de metamorfismo regional o de contacto. Marmol. Metacuarcitas.6.3.4. Rocas de metamorfismo regional.6.3.4.1. Pizarras.6.3.4.2. Filitas y esquistos.6.3.4.3. Gneis.6.3.4.4. Anfibolitas y migmatitas.

Tema 7. INVESTIGACIÓN Y AUSCULTACIÓN DEL MACIZO.

7.1. Investigación del macizo rocoso.7.1.1. Introducción.7.1.2. Objetivos de la investigación. Factores determinantes.7.1.3. Intensidad y etapas de la investigación.7.1.4. Los medios de la investigación.7.2. Los métodos de la investigación.7.2.1. Recogida de la documentación previa.7.2.2. Observación de superficie.7.2.3. Investigación en profundidad.7.2.3.1. Investigaciones directas.Calicatas y zanjas.Pozos y galerías.Sondeos.7.2.3.2. Investigaciones indirectas.Métodos eléctricos.Métodos sísmicos.7.2.3.3. Geofísica realizada en sondeos.Testificación eléctrica.Testificación radiactiva.Cross-Hole y Down-Hole.7.2.3.4. Otros datos obtenidos en los sondeos.7.2.3.5. Medidas de tensiones in situ.7.2.3.6. Medidas de deformabilidad.7.2.3.7. Medidas de presión del terreno.7.2.3.8. Medidas de desplazamientos y deformaciones.7.2.3.9. Medidas de presión intersticial.

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Tema 8. CLASIFICACIÓN DE MACIZOS ROCOSOS.

8.1. Introducción.8.2. Clasificación basada en el R.Q.D. (Rock Quality Design).8.3. Clasificación basada en el índice Q.8.4. Clasificación basada en el índice RMR (Rock Mass Rating)8.5. Consideraciones finales.MACIZOS ROCOSOS – CLASIFICACION GEOMECANICA

BIENIAWSKI (1984)

METODO R.M.R. (Rock Mass Rating)

A R.Q.D.B Resistencia a Compresión Simple (R.C.S) ó Resistencia a Carga Puntual (R.C.P.)C EspaciamientoD Condiciones o características de las discontinuidadesE Filtración de aguaF Rumbo y buzamiento

RUMBO y BUZAMIENTO EN TUNELES

45º a 90º Muy Favorable

20º a 45º Favorable

45º a 90º Medio

20º a 45º Favorable

45º a 90º Muy desfavorable

20º a 45º Medio

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0º a 20º Desfavorable en cualquier dirección

MACIZOS ROCOSOS – CLASIFICACION GEOMECANICA

BARTON, LIEN y LUNDE (1974)

METODO Q

Jn Cantidad de juegos de discontinuidadesJr * Rugosidad Ja *Relleno y estado de meteorización de las paredesJw Condiciones de humedad y flujo de aguaS.R.F. Factor de Reducción de Tensión (Stress Reduction Factor)

Parámetros referidos al juego de discontinuidades considerado principal

Evalúa el tamaño y forma de los bloques

Evalúa las características de las discontinuidades

Evalúa la capacidad de resistencia

ESTIMACION DE PARAMETROS INTERVINIENTES EN EL INDICE Q (SIMPLIFICADO) de Barton et al., (1974)

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Page 44: UnAlcanceFuturoExplotacionSubterraneaMina Chuquicamata 1990

Parametro S.R.F. (Stress Reduction Factor) (Factor de reduccion de tensiones ValorZonas debilesMultitud de zonas debiles o milonitos 10Zonas debiles aisladas, con arcilla o roca descompuesta (cobertura £ 50 m) 5Idem con cobertura > 50 m. 2,5Abundantes zonas debiles en roca competente 7,5Zonas debiles aisladas en roca competente (cobertura £ 50 m) 5Idem con cobertura > 50 m 2,5Terreno en bloques muy fracturado 5Roca competentePequeña cobertura 2,5Cobertura media 1Gran cobertura 0,5 - 2,0Terreno fluyenteCon bajas presiones 5 - 10Con altas presiones 10 - 20Terreno expansivoCon presion de hinchamiento moderada 5 - 10Con presion de hinchamiento alta 10 - 15

CLASIFICACION GEOMECANICA DE BIENIAWSKI (1984)

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Notas del Borrador Reunión en Mina de Chuquicamata_ ABRIL DE 1990

La masa la Definición Minera

El radio Hidraulico Area/Perimetro = la Radio Hidraulico

RQD

La Uniaxial Compresive Fuerza MPa Fig.N°….. Corte Mina Chuquicamata Vertical el NS Falla Oeste

El ángulo la Tensión Horizontal

Comportamiento Plastico A.C. la concentración de alta de ubicado la Tensión Horizontal El duro del más mineral

La método Selección Bloque Espeleología (A.C.)

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Fragmentacion - el gruesa de Moderadamente, bloques el camotes de o ningún mas 2 pasteles La acción de Alguna del atrición El requerirán de Se LHD

Hundimiento - la Espeleología Socavada Grande La Radio del área Hidraulico (RH) >=30

Dilucion el área Oriental debe excavar la dilución más fina, un problema el posible pilar de la licencia tiene cuidado con de corte de la mena cortado fuera de menor

el zona oeste hundira más fino, los problemas del un del dilución posible al dejar pilar,tener cuidado hacen trampas la ley de mar menor que el mineral cortado.

Los El área oeste hundirá hacen trampas el fina de muy de dilución, los un problema el posible pilares del la licencia tiene cuidado hacen trampas de la corte del la mena cortado fuera del menor

Desarrollo

Los en de Impacto Cortaron El HOYO de Del

El desprendimientos de Existira de la roca del las paredes del hoyo

Estabilidad del las Excavaciones Subterraneas la apertura Grande pero es competente

UG está en Chuquicamata Mine? Sí Técnicamente

Más Método Factible

La factibilidad de La del selectivos del métodos ningún económico del es

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El Las presiones originales por el más en último lugar ningún su del permite controla, del acuerdo un experiencias del la.

El El el EstudioConceptual deberá considerar el aspecto dilución por el fino en el arera material NOSOTROS. El Se requiere buena información geologica.

La Selección del método (El Parámetro importante)

la Geometría de la mena Caracterizacion

Rock Strenght Jointing El Campo de tensión

el Otro aspecto especifico en Chuquicamata: un) Estabilidad del la Cortó Oeste Está allí la mena debajo del punto económico la Necesidad para la producción de aumento de término corta

LA GEOMETRÍA DE LA MENA

Con 200-300 el de m 1% Cu La longitud 1000 m El espesor 250 m

La zona de calidad alta está limitada taladrando los datos

El OP ist premio El Informacion requerida para en el el del iciciar Estudio

La Capacidad del producto - el Detalle

El potencial Dibuja el Punto % el extracto, la dilución, La tonelada de la producción en la calidad

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Estimacion de la marcha de en de puesta (Raaaate de commisioning)

DISEÑE EL PARÁMETRO

Las RESERVAS disponibles La Distribución de calidad La Rock Masa Valuación La Geología estructural Cavality/Stability Fragmetation Dibuje la Dilución de v/s de análisis Daw apuntan el espacio La orientación de tendencia del extracto en el tamaño La cueva

El Período de la transición

El HOYO de la geometría y UG La Crean zona alternativa del termino

El comentario de seguir

TF Tiempo último del combinadas del operaciones OP/UG el ii) Conclussions:

El Ris wier conmtingency El Caso bajo OP/UG

El primero de Comparar OP La estabilidad ningún pánico

" Secuence minero " Monotoring

OP la definición de LOM Vida del la Mina La ruptura de OP/UG

UG " El plan conceptual El costos de definir de apuestas " La transición ¿- La combinación - Justificacion?

2000 sección de la cruz de zona de la mena debajo de la exhibición del hoyo: " La Zona de la Falta oriental y variación " La rasgo piedra masa clasificación estructural mayor " Para excavar la zona de la mena más 200 m

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OBJETIVE GENERAL

Las Reservas de la mena un) el económicas de Profibality la Vida de mío El Se puede proponer un el Estudio para definir el Método de Explotacion

EL PROPÓSITO DE VISITA PRESENTE

Para comentar de seguir:

la Viabilidad Técnica de un funcionamientos combinados el ii) el Informacion requerida para el Estudio

MODELO DEL COSTO

Para el bloque de la mena

El Costo minero

Taladrando Destruyendo Manejando Cargando

El Costo metalúrgico

Planificacion Minera

La cortó los del Deshuesan el debe monotorizarse en la medida que se planifica Los del de Desarrollo Deshuesan Último antyes de esencial de es de la decisión de una de tomar Necesidades Preliminares

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Page 50: UnAlcanceFuturoExplotacionSubterraneaMina Chuquicamata 1990

" El plan Vida del la Mina(LOM los blancos de G{global) los o Exploraciones requisitos " El Largo del plan Plazo(LTP) las Inversiones de o se arriesgan el período Reserve la optimización la optimización de Exploratio

" El plan Medio el Plazo/Plan Corto Plazo(MTP/STP) la u Optimización Equipo Utilización el o Producción Horario Reserve Perfomance

Los Las expansiones están relacionadas hacen trampas el anteriores de factores de los Ninguna información de conoce de se el la presión del agua subterránea sobrio La solución alternativa

" El Incrementp parcial angulo del talud " El huellas de Ensanche

ASPECTOS EL GENERALES DEL PIT FINAL EN LA EXPLOTACION REAL

¡- El Cuáles hijo las consideraciones el los costos incluidos en el sobrio PF,especialmente Costo el incluido Importante?... Beneficio 0!!

Ley de la corte el los del en inconstante 25 años El Si se incluyen en diseño de PF COSTOS----el poniendo bordes hasta donde se pueda La metodología del que cuestan el el del en real no DESHUESAN ningún es los compararla del para reales hacen trampas el subterráneo de método de un. El Un estudio demora mas del meses del dos. El Para el estudio solicitado, los precisa del se del un DESHUESAN el considerando todas las variables especialmente real COSTOS

¿- Los Qué angulo se utilizara en cortaron el este y Oeste?

Definicion del expansiones del las hacen trampas despojando el minimo

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CROCH NI 14 - 15 años Lado el S-E se llega el dentro de PF de 5 años el año de MJ1 1991 hasta MK1 Actual 20x20x13 bloques

RC

La Cuesta de Pared de estabilidad

3,1 m desplazamiento horizontal/año

2° Semestre 0,44

6 meses 1988………0,28

Ningún fue un movimiento acelerado el que mostro el monitoreo El Es un rango el para que la mina pueda operar normal El Otras minas como BIGHAM critico 15 un 20 m/dia. Ninguna es fácil mantener la operación de la mina del la Semestre de cebador de El de 1988:

3,1 m/semestre 1,36 m/dia promedian

El Podria ocurrir un colapso catastrófico " El mecanismo de Analisis de la falla

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Los Los extensómetros indican que dan heno al movimiento 180 m mas debajo de la superficie del la Los puso del fracturas su orientación contribuyen al comportamiento El Si la roca fuese rigida ningún comportamiento de este de tendríamos La Reducir la longitud del expansiones del las.

La disipación del área del tensiones el Primero el sector N

El Estas acciones permiten controlar El Existe un modelo

" El plastico de Comportamiento

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La expansión la rampa de o

25°

32°

El sostenimiento de Meseta

El Todas las fracturas el y fallas orientadas hacia el el contribuyen de Oeste Apuesta la situación del esta ningún podría existir un desplazamiento repentino de la cortado El En una remoción rápida abajo podría cambiar el estado del estabilifdad El Se debe desarrollar un método minero que permita controlar y ninguna aumentar el desplazamientoy mejorar la estabilidad

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El Esto es independiente del precio del Cu El parámetros de dos de heno:

" El Cambio que considera costos de la operación el y otro considera costo de la capital " El costos de Los del operación se pueden duplicar " Las leyes de Criterio del Corte es difícil incluir en el planean, conviene basarse en un Costo de Corte que contemple cortado la calidad " Heno trabajo para determinar reservas por que Rajo Abierto apuesta del un del hacer UG

LA MINERÍA SUBTERRANEA (UG)

El operaciones de Mantener Rajo el Abierto durante un periodo el largo como mar posible color canela Los Terminada la profundidad del DESHUESAN el pasaría del se un UGM Estudio Metodo Conceptual del Explotacion que permita manejar las reservas contiguas un minas del la Chuquicamata.

" El Analizar parámetros claves parar hacer UGM " Ningún nivel del llegar de la información de usando de detalle el disponibles en otras minas real " El costos de Los el y todo que se pueda utilizar conviene analizarlo el estudiarlo de y. El estudio de Un del este tipo puede demorar alrededor de 6 meses.

El Los costos obtenidos sirven para comparar el v/s de OP UG el y deben contener el el Costo Importante El El el Estudio indicaría la Factibilidad del acuerdo un disponibles de reservas de las y un lo mejor se deberá buscar mas reservas Al el un del analizar el UG que se puede utilizar la infraestructura del OP. El Cualquiera Inversión que se haga en el la OP debe considerar la posibilidad del el de en de utilización UG El Estudiar anticipadamente el efecto de Dilucion El mando de Dilucion MD Access/ore el manejo desechado

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LOM PIT el PLAN (Vida Mina)

Los breakeven de Definir costaron el v/s UG Cera Ganancia

Ningún se puede definir el DESHUESA el considerar del pecado FINAL Costo de la Capital, precio del El del del de la venta el influye de Cu

El El Plan influye en los costos independiente del precio.

¿Los Cuándo detener producción en basan un costos del los?

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Costo US$/lb

El total Cu Fino El Costo importante Corte Cos

El Descripción del contenido del programa GeoRock 07

Bieniawski (1976) El Esta clasificación se ha desarrollado un partir del la experiencia en obras realizadas en el del de África Sur. La aplicación de Su ningún limitaciones de apenas de tiene, excepto en rocas expansivas el y fluyentes donde ningún es aconsejable su uso.

El Para determinar la calidad del macizo rocoso, los se dividen éste en dominios estructurales, el decir del es, el en zonas delimitadas por discontinuidades geológicas dentro del las cuales la estructura es prácticamente homogénea. El La estructura del macizo comprende el conjunto del fallas, diaclasas, pliegues el y demás características geológicas propias de la región de determinada de una. Los que de parámetro de El definen el la clasificación es el denominado índice RMR (Rock Mass que Tasa), que evalúa la calidad del macizo rocoso un partir del siguientes de parámetros de seis:

Resistencia del intacta de roca de la R.Q.D. la Rock Calidad Designación Espaciado del discontinuidades del las Condición del discontinuidades del las

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El hidrológicas de Condiciones La Ajuste por orientación de las juntas del las

El Los resultados obtenidos hijo: el del de valor del RMR, clase el y descripción del macizo rocoso la y la guía para la excavación el sostenimiento de y del del de dependiendo de túneles RMR. Inicio de la página del la

Bieniawski (1989) El análoga de Clasificación un la los pero anteriores hacen trampas el dentro del diferencias del tablas del las del utilizado de parámetro de cada. Inicio de la página del la

Pantallas de la clasificación del la de Bieniawski. El Hacer clic en la imagen para verla un real del tamaño

Barton (1974) El En esta clasificación se catalogan los macizos rocosos según el denominado índice de la calidad Q, el basado en los seis parámetros siguientes,:

R.Q.D. la Rock Calidad Designación (RQD) Numero del familias de las juntas (Jn) Rugosidad de las juntas del las (Jr) Meteorización de las juntas del las (Ja) Presencia del agua (Jw) S.R.F. el Factor de Reducción de Tensión (SRF)

El los de Mediante 6 indicados del parámetros, los se definen la la calidad del macizo rocoso mediante la fórmula:

El Los resultados obtenidos hijo: el equivalente de dimensión de la, valor del el Q, calidad del macizo rocoso el tipo de y del sostenimiento recomendado para el túnel dependiendo del valor de Q. Inicio de la página del la

Barton (1993) El análoga de Clasificación un la anterior, basada en el nuevo ábaco de Barton. El Los resultados que se obtienen hijo: la clase de la roca, índice de la calidad Q, el equivalente de la dimensión, la categoría el tipo de y del sostenimiento, espaciado del los pernos en zonas gunitadas y ningún gunitadas, la así como la longitud del mismos del los, Inicio de la página del la

Pantallas de la clasificación del la de Barton. El Hacer clic en la imagen para verla un real del tamaño

Laubscher (1976) El La clasificación geomecánica de la Laubscher es una modificación del la de Bieniawski (1976, 1979) el y está basada en experiencias en explotaciones mineras, generalmente en roca dura y

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Page 58: UnAlcanceFuturoExplotacionSubterraneaMina Chuquicamata 1990

un elevadas del profundidades, donde las tensiones naturales el e inducidas por la explotación juegan un importante papel. Además de la consideración del la del tensionales de campos de los, aportaciones del las del Laubscher carro de mudanzas dirigidas un efectos del los del las voladuras así como un influencias del la del la meteorización en los macizos rocosos. El índice del El de la calidad del macizo rocoso se obtiene como suma del los cinco parámetros siguientes:

R.Q.D. la Rock Calidad Designación I.R.S. Resistencia del intacta de roca de la El Indice del espaciado de las juntas del las Estado de las juntas del las Flujo del agua

La Se realizan una serie del dependiendo del ajustes de: El meteorización de La Tensiones del campo el inducidas de e El Cambios tensionales debido un explotaciones de propia de la Tipo de la excavación el y orientación respecto un geológica de estructura de la Efecto del voladuras del las

El Los resultados obtenidos hijo: el del de valor del RMR, la clase, el subclase el y descripción del macizo rocoso el y el diseño del sostenimiento dependiendo del RMR. Inicio de la página del la

Laubscher (1984) El análoga de Clasificación un la el solo del pero anterior hace trampas el parámetros del cuatro, flujo del el de la agua en esta clasificación ningún existe. Inicio de la página del la

Pantallas de la clasificación del la de Laubscher. El Hacer clic en la imagen para verla un real del tamaño

Presentación Principal de Página GeoRock 07 GeoTopo XXI Rozadoras Ensayos del laboratorio El características de Curvas Los elefantes La Empresa el correo electrónico Enlaces Mapa del la Web Descargas Novedades

Temario

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Tema 1. MATRIZ ROCOSA. CARACTERÍSTICAS GEOMECÁNICAS.

Concepto de la roca, rocosa de la matriz el y macizo rocoso. la La roca matriz. Mineralogía, textura la estructura de y. Clasificación del rocas del las. Exigencias del vigentes de normas de las. Características del rocas del las. Meteorización del rocas del las.

Tema 2. DISCONTINUIDADES DEL MACIZO.

2.1. Introducción. El orogenias de Las la y la edad del rocas del las. 2.2. la teoría de La del tectónica del la del placas. 2.3. el Las deformaciones del material del terrestre de corteza de la. 2.3.1. Diaclasas la y su medición. 2.3.2. Fallas. Tipos el reconocimiento de y. 2.3.3. el activas de Fallas el terremotos de y. El sísmica de Peligrosidad. 2.3.4. Pliegues. Tipos, reconocimiento el y representación cartográfica. 2.3.5. Domos, cubetas el diapiros de y. 2.3.6. Mantos del corrimiento.

Tema 3. EL AGUA EN EL MACIZO ROCOSO.

3.1. Introducción. 3.2. el El ciclo del agua. Equilibre el hídrico. Acuíferos. 3.3. Medida de la permeabilidad del la. 3.4. el La circulación del agua en el macizo. 3.5. el Influencia del agua en el terreno la y la obra. 3.6. Tratamiento del las aguas del macizo.

Tema 4. ROCAS IGNEAS. EL UTILIZACIÓN Y COMPORTAMIENTO.

4.1. Introducción. 4.2. el mineralógica de Composición. Texturas. 4.3. Estructura del las rocas ígneas plutónicas. 4.4. Estructura del volcánicas de rocas de las. 4.5. Clasificación del ígneas de rocas de las. 4.6. Granito el rocas de y del la familia del granito. 4.6.1. Composición el y alteración del granito mineral. 4.6.2. Utilización el y comportamiento del granito. 4.6.3. Aplita y Pegmatita. Utilización el comportamiento de y. 4.7. Sienita, diorita el gabro de y. Utilización el comportamiento de y. 4.8. el volcánicas de Rocas. Tipos, composición la clasificación de y. 4.8.1. el piroclásticos de Depósitos. Utilización el comportamiento de y. 4.8.2. Basalto. Utilización el comportamiento de y. 4.8.3. Traquita el fonolita de y. Utilización el comportamiento de y. 4.8.4. Ignimbritas, tobas el y brechas volcánicas.

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Page 60: UnAlcanceFuturoExplotacionSubterraneaMina Chuquicamata 1990

Tema 5. ROCAS SEDIMENTARIAS. EL UTILIZACIÓN Y COMPORTAMIENTO.

5.1. Introducción. Agentes, medios el y procesos sedimentarios. 5.2. el mineralógica de Composición la textura de y del sedimentarias de rocas de las. 5.3. Estructura del sedimentarias de rocas de las. 5.4. Clasificación del sedimentarias de rocas de las. 5.5. el detríticas de Rocas. Utilización el comportamiento de y. 5.5.1. Gravas las arenas de y. 5.5.2. las limusinas el arcillas de y. 5.5.3. Conglomerados el areniscas de y. 5.5.4. Limolita el arcillita de y. 5.6. el carbonáticas de Rocas. Utilización el comportamiento de y. 5.6.1. Calizas el dolomias de y. 5.6.2. el intermedias de Rocas. Margas, calciarenitas el calcirruditas de y. 5.7. el evaporíticas de Rocas. Utilización el comportamiento de y. 5.7.1. Yesos el cloruros de y. 5.8. el Otras rocas sedimentarias.

Tema 6. ROCAS METAMÓRFICAS. EL UTILIZACIÓN Y COMPORTAMIENTO.

6.1. el metamórficas de Procesos. 6.1.1. Concepto el clases de y del metamorfismo. 6.1.2. Grados del metamorfismo el minerales de y. 6.2. Texturas, estructura la geomorfología de y. 6.3. Clasificación, utilización el comportamiento de y. 6.3.1. Rocas del dinámico de metamorfismo. Milonitas el cataclastitas de y. 6.3.2. Rocas del metamorfismo del contacto. Corneanas el y pizarras moteadas. 6.3.3. Rocas del metamorfismo o regional del contacto. Marmol. Metacuarcitas. 6.3.4. Rocas del metamorfismo regional. 6.3.4.1. Pizarras. 6.3.4.2. Filitas el esquistos de y. 6.3.4.3. Gneis. 6.3.4.4. Anfibolitas el migmatitas de y.

Tema 7. el INVESTIGACIÓN Y AUSCULTACIÓN DEL MACIZO.

7.1. el Investigación del macizo rocoso. 7.1.1. Introducción. 7.1.2. Objetivos de la investigación del la. El determinantes de Factores. 7.1.3. Intensidad el etapas de y de la investigación del la. 7.1.4. el medios de Los de la investigación del la. 7.2. el métodos de Los de la investigación del la. 7.2.1. Recogida del previa de documentación de la. 7.2.2. Observación de la superficie. 7.2.3. la Investigación en profundidad. 7.2.3.1. el directas de Investigaciones. un) Calicatas el zanjas de y.

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b) Pozos el galerías de y. Sondeos. 7.2.3.2. el indirectas de Investigaciones. un) el eléctricos de Métodos. b) el sísmicos de Métodos. 7.2.3.3. el Geofísica realizada en sondeos. un) el eléctrica de Testificación. b) el radiactiva de Testificación. el Cruz-agujero el Abajo-agujero de y. 7.2.3.4. el Otros datos obtenidos en los sondeos. 7.2.3.5. Medidas del tensiones en el situ. 7.2.3.6. Medidas del deformabilidad. 7.2.3.7. Medidas del terreno de del de presión. 7.2.3.8. Medidas del desplazamientos el deformaciones de y. 7.2.3.9. Medidas del intersticial de la presión.

Tema 8. CLASIFICACIÓN DE MACIZOS ROCOSOS.

8.1. Introducción. 8.2. el Clasificación basada en el R.Q.D. (el Rock Calidad Plan). 8.3. el Clasificación basada en el índice Q. 8.4. el Clasificación basada en el índice RMR (Rock Mass que Tasa) 8.5. los finales de Consideraciones. MACIZOS ROCOSOS - CLASIFICACION GEOMECANICA

BIENIAWSKI (1984)

METODO R.M.R. (Rock Mass que Tasa)

UN R.Q.D. B Resistencia un Compresión Simple (R.C.S) ó Resistencia un Carga Puntual (R.C.P.) El C Espaciamiento D Condiciones el características de o del discontinuidades del las E Filtración del agua F Rumbo el buzamiento de y

RUMBO Y EL BUZAMIENTO EN TUNELES

??? ?45º un 90º Muy Favorable

??? ?20º un 45º Favorable

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??? ?45º un 90º Medio

??? ?20º un 45º Favorable

??? ?45º un 90º desfavorable de Muy

??? ?20º un 45º Medio

??? ?0º un 20º Desfavorable en cualquier direcciones

MACIZOS ROCOSOS - CLASIFICACION GEOMECANICA

BARTON, CARGA y LUNDE (1974)

METODO Q

Jn Cantidad del juegos del discontinuidades Jr * Rugosidad Ja * Relleno el estado de y del meteorización del paredes del las Jw Condiciones de la humedad el flujo de y del agua S.R.F. el Factor de Reducción de Tensión (el Factor de Reducción de Tensión)

El Parámetros referidos al juego de principal de considerado de discontinuidades

El Evalúa el tamaño la forma de y del bloques del los

El Evalúa las características del discontinuidades del las

La Evalúa la capacidad de la resistencia

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ESTIMACION DE EL PARAMETROS INTERVINIENTES EN EL INDICE Q (SIMPLIFICADO) del Barton et al., (1974)

Parametro S.R.F. (el Factor de Reducción de Tensión) (el Factor del reduccion del Valor del tensiones El debiles de Zonas Multitud del debiles del zonas o milonitos 10 El Zonas debiles aisladas, haga trampas la arcilla el o roca descompuesta (la cobertura 50 m) 5 Ídem haga trampas la cobertura> 50 m. 2,5 La Abundantes zonas debiles en roca competente 7,5 El Zonas debiles aisladas en roca competente (la cobertura 50 m) 5 Ídem haga trampas la cobertura> 50 m 2,5 El Terreno en bloques muy fracturado 5 El competente de Roca Pequeña cobertura 2,5 Cobertura medios de comunicación 1 Gran cobertura 0,5 - 2,0 El fluyente de Terreno Haga trampas el bajas presiones 5 - 10 Haga trampas el altas presiones 10 - 20

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El expansivo de Terreno Haga trampas el presion del hinchamiento moderada 5 - 10 Haga trampas el presion del hinchamiento alta 10 - 15

CLASIFICACION GEOMECANICA DE BIENIAWSKI (1984)

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