Dimensionamiento de cámara de explotación de mina Hornos a través de método gráfico de estabilidad
Por: Jorge Clunes Almonte*
Resumen
El método room and pillar con el que se explota la mina Hornos permite rescatar menos del 50% del mineral in situ. Esto hace necesario considerar la recuperación de los pilares y puentes creándose una cámara que es necesario determinar sus máximas dimensiones para que no colapse.
Para esto se empleó el método gráfico de estabilidad de Mathews y Potvin (1) que se basa en consideraciones empíricas a partir del índice de calidad modificado de Barton, esfuerzos provocados por la explotación, condiciones de fallamiento de la roca y efecto de la gravedad. El software MEC permitió el cálculo de dimensionamiento de la cámara de explotación.
El método considerado revela que las paredes de la cámara que se formará se mantendrán estables sin necesidad de fortificarlas, no así el techo que requiere reforzamiento a través de cableado. Las dimensiones finales de la excavación permitirán recuperar el 75% del mineral explotable.
Palabras clave: Estabilidad; calidad de roca; tamaño de cámara de explotación; reforzamiento.
Abstract
The room and pillar method used to exploit Hornos mine allows to rescue less than 50% of the mineral in situ. It makes necessary consider the recovery of the pillars and bridges creating a chamber that is necessary to determine its maximum dimensions in order to not collapse.
There was used the Mathews and Potvin’s stability graphical method (1), which is based on empirical considerations like Barton`s modified index, efforts, conditions of faults of the rock, and effect of the gravity. The MEC software allowed the calculation of dimensions of the explotation chamber.
The considered method reveals that the walls of the formed chamber will be kept stable without need to reinforcement, not this way the roof that needs reinforcement across cable bolting. The final dimensions of the excavation will allow to recover 75 % of the exploitable mineral.
Keywords: Stability; rock quality; operating chamber size; reinforcement.
1. Antecedentes Generales
La mina Hornos está ubicada en el distrito minero 70 Km al SE de Taltal región de Antofagasta, a 1.500 msnm. Se accede a ella a través de la carretera Panamericana Norte recorriéndose 30 km hacia el Este por un tramo de camino ripiado de buenas condiciones (Figura 1).
Las unidades litológicas corresponden a andesitas afaníticas, porfídicas y amigdaloidales intercaladas con brechas volcánicas hidrotermales y brechas tectónicas mineralizadas; diques dioriticos asociados a los principales sistemas estructurales del yacimiento que instruyen a las brechas volcánicas y conglomerados que sobreyacen a las secciones anteriores.
El patrón estructural del sector está definido por dos familias de fallas más un conjunto de estructuras aisladas de carácter menor. Las fallas principales o mayores presentan rumbo NE y manteo al S entre 38° y 75°; las fallas segundarias o intermedias mantienen rumbo promedio NS y manteo 50° al O; y las fallas terciarias o menores presentan rumbo EO y manteo 30° al S. Las fallas María e Isabel pertenecen a la familia principal y definen el área mineralizada; corresponden al sistema segundario las fallas Bernardita y Antonieta (Figura 2).
Los cuerpos mineralizados son del tipo veta y lentes discontinuos alineados principalmente a lo largo de las estructuras segundarias. En el yacimiento se distingue zonaciones de óxidos, mixtos y sulfuros de cobre, presentándose en la forma de atacamita, crisocola, calcosina, covelina y bornita.
2. Métodos de explotación en sector María
La calidad de la mineralización mejora hacia la falla María concentrándose los cuerpos de mayor interés en las cercanías de esa estructura. En este sector se emplaza un cuerpo de 50 m de potencia por 60 m de largo y 70 m de alto conteniendo 550.000 toneladas de 2 % de cobre total (Figura 2), que está siendo explotado por room and pillar.
El método de explotación crea cámaras de l0 m de ancho por 4,5 m de alto, pilares de sección cuadrada de 5 m por lado y puentes de 8,0 m de espesor entre cada nivel de explotación (Figuras 3, 4 y 5), con lo que se recuperará sólo el 45 % del mineral in situ.
Se considera la posterior explotación de los pilares y puentes, para crear una cámara abierta de mayores dimensiones a las consideradas en el método inicial room and pillar.
3. Tamaño máximo de la cámara
Las máximas dimensiones de la nueva cámara que puede soportar la roca para que se mantenga estable se determinaron por el método gráfico de Mathews y Potvin (1). El procedimiento corresponde a una metodología empírica basada en el índice de calidad de roca modificado de Barton (Q`) y en tres factores que consideran los esfuerzos sobre la roca (factor A), la orientación de las fallas (factor B) y los efectos de la gravedad sobre cada pared de la excavación (factor C).
A través de la ecuación 1 se determina el Número de Estabilidad N` para cada pared de la excavación, que aplicado en el Gráfico de Estabilidad de Mathews y Potvin, define el respectivo radio hidráulico máximo que soporta. Manteniendo constante o conocida una de las dimensiones de la excavación, el análisis comparativo de cada radio hidráulico establecerá las dimensiones máximas definitivas de la excavación.
N` = Q`xAxBxC Ecuación 1.
De donde:
Q` = Índice de Barton modificado = RQD x Jr
Jn Ja
_____ _____
A = Factor de esfuerzo en la roca. Representa la razón entre la resistencia a la compresión de la roca y el esfuerzo inducido que actúa paralelo y en el centro de la pared de la excavación.
B = Factor de ajuste por orientación de las fallas. Es una medida de la orientación relativa de las fallas con respecto a la superficie de la excavación.
C = Factor de ajuste por gravedad. Representa la influencia de la fuerza de gravedad en la superficie de la excavación.
RQD = Rock Quality Designation, índice de calidad de roca de Deere (%).
Jn = Índice que representa las familias de fallas.
Jr = Índice que representa la rugosidad de las discontinuidades de la roca.
Ja = Índice de alteración de las discontinuidades de la roca.
3.1 Parámetros de la roca
La Tabla 1 muestra los parámetros de la roca que requiere en método gráfico de estabilidad, los que fueron obtenidos de levantamientos geológicos en el cuerpo mineralizado. Son aquellos correspondientes a brechas tectónicas, donde se encuentra emplazada la mineralización.
3.2. Parámetros para cálculo
Se empleó el software MEC (2) para diseñar excavaciones subterráneas por el método gráfico de estabilidad. Se calcula los parámetros Q`, N`, A, B y C necesarios y los correspondientes radios hidráulicos de cada pared a partir de los antecedentes de la Tabla 1.
La Figura 6 muestra las dimensiones de la sección transversal de la cámara una vez que se haya recuperado los pilares y puentes, y los tipos de colapsos de las rocas que se presentarán en el techo y las paredes de la cámara de explotación. Esta sección será la base para el cálculo de las dimensiones que la mantengan estable.
El parámetro Q` es calculado directamente por el propio software MEC. Por su parte, el esfuerzo inducido paralelo máximo en el centro de cada pared de la excavación se determina por un programa de análisis bidimensional de esfuerzo de elementos de contorno asociado al software principal. Los antecedentes de la roca (Tabla 1) y las dimensiones de excavación (Figura 6) permitieron calcular el índice modificado de Barton Q` y los esfuerzos en cada pared, como lo muestra la Tabla 2.
3.2.1. Factor de Esfuerzos A
El factor A refleja los esfuerzos que actúan en las paredes de la cámara. Se determina a partir del cuociente entre la resistencia compresiva uniaxial de la roca y el esfuerzo inducido paralelo que actúa en el centro de cada pared de la excavación, el que es aplicado en el ábaco como el de la Figura 7. El software MEC entrega directamente los valores de A una vez introducidos estos parámetros, los que se muestran en la Tabla 5.
3.2.2. Factor de Orientación de fallas B
El factor de ajuste por orientación de fallas toma en cuenta la influencia de éstas en la estabilidad de la excavación.
El valor del factor B depende del verdadero ángulo formado entre las fallas y las superficies de la excavación, que considera tanto los manteos (Dip) como las direcciones de los manteos (Dip Direction) de estos planos.
De acuerdo a la orientación de la cámara, las fallas segundarias son las que influyen en la estabilidad de la labor. La Tabla 3 muestra los datos que requiere el software para el cálculo del factor B y que son ingresados en una ventana como la figura 8. Los resultados para cada pared de la cavidad se muestran en la Tabla 5.
Los ángulos verdaderos entre las paredes y fallas calculados son 48.4°, 48.4° y 50º para la pared 1, pared 2 y techo de la cámara, respectivamente.
3.2.3. Factor de ajuste por gravedad C
El factor C es el parámetro de ajuste para los efectos de la fuerza de gravedad. Los colapsos por este motivo pueden ocurrir por caída libre o deslizamiento de rocas desde techos o paredes dependiendo de los ángulos de inclinación entre paredes y fallas. Para el caso de desprendimientos de roca por caída libre, el colapso depende del ángulo de inclinación de la pared o techo; para derrumbes por deslizamiento el desmoronamiento depende de la inclinación de la falla que lo ocasiona.
En la Figura 6 se puede observar los tipos de colapsos que ocurrirían en cada pared de la excavación. La Tabla 4 resume los antecedentes de las paredes y techo requeridos por la ventana de la figura 9 para el cálculo del factor C. Los valores de este factor se muestran en la Tabla 5.
3.3. Gráfico de estabilidad
Con los parámetros Q`, A, B y C de las paredes y techo se determinó el número de estabilidad modificado N` (Ecuación 1) de cada uno. Empleados en el gráfico de estabilidad determinan las dimensiones máximas permitidas para que se mantengan estables con o sin fortificación, representadas por el radio hidráulico.
3.3.1. Dimensiones máximas permitidas
Para el caso de mina Hornos los radios hidráulicos adecuados serán aquellos que aseguren que la cámara permanecerá estable (ausencia de desprendimiento de roca) y sin necesidad de fortificación. Aplicados A, B, y C de la Tabla 5, y Q` de la Tabla 2 en la ventana correspondiente del software (Figura 10) se obtienen los resultados que se muestran en la Tabla 6.
3.3.2. Dimensiones de la cámara
La recuperación de pilares y puentes se realizará de manera descendente creándose una cámara como la Figura 11. De acuerdo a las formas y dimensiones de sus paredes y techo los radios hidráulicos serán los indicados en la Tabla 7 calculados por la ecuación 2.
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Estos radios hidráulicos son menores a los máximos permitidos que entrega el gráfico de estabilidad indicando que la excavación se mantendrá estable. Para el caso de la pared 1 el factor de forma límite supera a su correspondiente real en 35%; para la pared 2 este valor llega a 46%; y para el techo asciende a 6%.
Debido a que el radio hidráulico del techo es levemente menor que su máximo permitido se hace necesario fortificarlo para asegurar su estabilidad.
3.4. Diseño de fortificación del techo
El tamaño relativo de los bloques de la roca determinado por su grado de fracturamiento, establece el espaciamiento de los elementos de fortificación. El tamaño volumétrico promedio de los bloques de roca se define por la ecuación 3.
Para la definición de la densidad de fortificación el método gráfico de estabilidad considera la proposición de Potvin y Milne (1). El tamaño volumétrico promedio de los bloques de roca dividido por el radio hidráulico de la pared o techo aplicado en el ábaco de la Figura 12 cuantifica la necesidad de fortificación estableciéndola como cantidad de cables por cada m2 y espaciamiento entre ellos en metros.
Por su parte, la longitud (L) de los cables se establece por la fórmula empírica de Potvin (1) (Ecuación 4). Para radios hidráulicos (RH) mayores a 10 m, la longitud de los cables debe ser de 15 m.
El ábaco se divide en tres zonas de diseño de reforzamiento de acuerdo al uso que se dará a la cámara de explotación: fortificación para excavaciones donde no existirá flujo de personal y equipos (zonas no conservadoras); reforzamiento para aplicaciones de cableado en explotación por corte y relleno (zonas conservadoras); y fortificación para excavaciones donde existirá alto flujo de personas y equipos (zonas muy conservadoras). Para el caso de mina Hornos en la cámara abierta no transitará personal por lo que debe considerarse el cableado del techo como situación no conservadora.
Ingresando los correspondientes valores de RQD, Jn y radio hidráulico del techo de la cámara, en la ventana de la Figura 12 se obtiene las recomendaciones de fortificación con cables para zona no conservadoras, las que se resumen en la Tabla 8.
| Características del cableado | Dimensiones |
| Espaciamiento | 1,7 a 2,3 m |
| Densidad | 0,2 a 0,3 cables/mw |
| Longitud | 15 m |
4. Conclusiones
Al recuperarse los puentes y pilares que queden en el cuerpo mineralizado se formará una cámara en la que los radios hidráulicos de sus paredes serán menores a los máximos que establece el método gráfico de estabilidad. Las dimensiones máximas permitidas para las paredes superan en más de 35% a las que en la realidad alcanzarán en la cámara indicando que se mantendrán libre de colapso. Para el caso del techo, aún cuando el radio hidráulico límite tolerado supera al que se alcanzará al final de la explotación, sólo es mayor en 6% por lo que se hace necesario fortificarlo para asegurar su estabilidad de acuerdo a las recomendaciones indicadas en el capítulo 3.3.2.
La recuperación de los pilares y puentes que queden del método room and pillar con el que se comenzará la explotación del yacimiento, incrementará el aprovechamiento del mineral explotable desde 45 % inicial a 75 %, creándose una cámara estable de acuerdo a lo previsto por el método gráfico de estabilidad.
Referencias Bibliográficas
- Diederichs, Mark S. Cablebolting in Underground Mines, Geomechanics Research Centre, 1996, pp 221-232.
- Rojo A., Rodrigo. Implementación de un Programa Computacional para la Aplicación del Método Gráfico de Estabilidad, Universidad de Antofagasta, 2001.
- Hoek, Evert, Kaiser, Peter and Bawden, WF. Support of Underground Excavations in Hard Rock, Geomechanics Research Centre, 1995.
- Hoek, E and Brown, E. T. Excavaciones Subterráneas en Rocas, Mc Graw Hill, México, 1985.
*Ingeniero Minas,Universidad Técnica del Estado, Chile. Magíster en Dirección de Proyectos, universidad de León, España. Departamento de Ingeniería en Minas, Universidad de Antofagasta. Email: jclunesa@uantof.cl
