Libro Sobre Diseño Geotécnico

8/18/2019 Libro Sobre Diseño Geotécnico

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Diseño Geotécnico para Tajeo Abierto por Subniveles

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DISEÑO GEOTÉCNICO PARA

TAJEO ABIERTO

POR SUBNIVELES

Ernesto Villaescusa

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1Introducción

1.1 Selección del Método de Minado

El diseño y selección de un método de minado requiere de un enfoque sistemático; algunos de losparámetros fundamentales que influencian el proceso de planificación y diseño son el buzamiento,tamaño y forma de un yacimiento; las resistencias del mineral y de la roca huésped así como laeconomía (Hamrin, 1982; Brady y Brown, 2004). Puede distinguirse entre yacimientos que tienenancho, altura y longitud significativos y aquellos que son pequeños en una dimensión y tienenbuzamiento empinado o somero. Por ejemplo, los yacimientos que tienen dimensiones verticalesimportantes pueden accederse mediante piques desarrollados a profundidades sucesivas. La fuerzade gravedad se usa con ventaja en las operaciones de rotura y manipuleo del mineral, pues elmaterial roto puede llevarse hasta los puntos de recolección convenientemente situados. Cuandoun yacimiento es angosto, requiriendo el ingreso total de equipo y personal, una consideración críticaa medida que avanza el frente de minado es la caída de rocas (Figura 1.1). En la mayoría de loscasos, cuando un yacimiento es grande en todas sus dimensiones, el acceso es a través de piquespequeños situados fuera de las zonas de producción principales. El método de minado seleccionado

excluirá otras opciones en base a la seguridad, productividad, recuperación y control de dilución.Brady y Brown (2004) han explicado la relación general entre las propiedades geotécnicas de unyacimiento, la roca huésped y el método de minado más adecuado.

1.2 Métodos de Minado Autosostenidos

La estabilidad del macizo rocoso influye enormemente en la elección del método de minado. Losmacizos rocosos estables permiten extensas exposiciones de los techos y muros de aperturassubterráneas (Figura 1.2). Las aperturas autosostenidas son aquellas en las cuales la cargasuprayacente se redistribuye por la masa rocosa y es soportada por los muros laterales y pilares.Puede removerse mineral de una apertura sin usar materiales para soporte de techo y muros. Porseguridad, es probable que aún se requiera soporte del suelo en lugares individuales o a intervalosregulares. Los ejemplos de métodos de minado autosostenidos (Brady y Brown, 2004) incluyen

minado por tajeo abierto (materia de este libro) y el minado por cámaras y pilares, que no volverá amencionarse aquí.


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FIGURA 1.1Pique de acceso estabilizado previo a la extracción por tajeo de subnivel abierto.

FIGURA 1.2Techo de tajeo muy estable y grande en masa rocosa de buena calidad.


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El tajeo por subniveles está diseñado para la extracción progresiva de bloques de mineral específicosentre pilares de material circundante. El objetivo es explotar tanto como sea posible un depósito enlos tajeos iniciales abiertos con bajo riesgo de movimiento del terreno y sin poner en peligro larecuperación del mineral de los pilares adyacentes. Por lo tanto, el tajeo abierto representa unsistema integral por etapas de recuperación total del mineral. El tajeo abierto primario usualmentees seguido por fases de extracción secundaria y a veces terciaria para recuperar el mineral de pilares.Los muros del tajeo deben ser autosoportantes para asegurar que la excavación sea estable a finde permitir el minado de tajeo abierto sin dilución. El mineral también debe ser resistente paraasegurar pilares secundarios y terciarios estables. La recuperación de pilares requiere el uso dematerial de relleno consolidado que se coloca en los vacíos del tajeo primario para permitir laextracción estable de tajeo secundario y a veces tajeo terciario. Aunque el tajeo abierto porsubniveles es esencialmente un método de minado autosostenido, en este sentido puedeempalmarse con métodos sostenidos artificialmente como los identificados por Brady y Brown (2004).

1.3 Tajeo Abierto por Subniveles

Los métodos de tajeo abierto por subniveles se emplean para extraer yacimientos competentesgrandes, masivos o tabulares, a menudo con buzamiento empinado, rodeados de rocas huéspedescompetentes, que en general tienen pocas restricciones respecto a la forma, tamaño y continuidadde la mineralización. El éxito del método descansa en la estabilidad de los muros y techos grandesde tajeos (mayormente sin reforzar), así como en la estabilidad de cualquier masa de rellenoexpuesta. En macizos rocosos de buena calidad, los tajeos abiertos pueden ser excavacionesrelativamente grandes (Figuera 1.3), en las cuales la perforación y voladura en anillo es el métodoprincipal de rotura de roca. En los límites del tajeo puede haber dilución de mineral consistente enmateriales de baja ley, roca estéril o relleno de mina. Además, también puede haber pérdida demineral debido a rotura insuficiente dentro de los límites del tajeo.

Dos configuraciones de tajeo básicas son posibles: longitudinal y transversal. En ambasconfiguraciones, el mineral se explota desde subniveles mediante alguna forma de banqueo y fluyepor gravedad a un punto de recolección. El tajeo por subnivel longitudinal se utiliza para yacimientoscomparativamente angostos, usualmente menos de 15 m, con buzamiento empinado y el tajeoparalelo al rumbo del yacimiento. En yacimientos gruesos, los tajeos se orientan perpendiculares

(transversales) al rumbo del depósito con pilares que se dejan entre los tajeos primarios. Larecuperación total del tajeo y pilares requiere el empleo de relleno consolidado (Brady y Brown,2004).

El método se aplica ampliamente en todo el mundo y ofrece varias ventajas, incluyendo el bajo costoy las operaciones de producción eficiente sin ingreso. Utiliza equipo móvil de producción de


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FIGURA 1.3Operaciones de tajeo a gran escala en las Minas Mount Isa. (Cortesía de Mount Isa Mines, Mount Isa,Queensland, Australia.)

perforación y carga altamente mecanizado para lograr altas tasas de producción con un nivel mínimode personal. Además, las operaciones de producción de perforación en anillo, voladura, yrecolección con pala neumática se concentran en unos pocos lugares. Las desventajas incluyen elrequerimiento de un nivel importante de infraestructura de desarrollo antes de que empiece laproducción, incurriendo así en una alta inversión inicial de capital. Sin embargo, gran parte deldesarrollo ocurre dentro del yacimiento. Además, los tajeos deben diseñarse con límites regulares,y los bolsones de desecho internos no pueden separarse dentro del mineral roto. De modo similar,el mineral delineado no puede recuperarse más allá de un límite de tajeo diseñado.


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Los adelantos técnicos respecto a la comprensión de la conducta de la masa rocosa y el relleno, junto con las técnicas de medición de dilución y mejoras en voladura, equipo, ventilación y prácticasde soporte del terreno, actualmente permiten aplicar este método en situaciones mineras ygeológicas cada vez más complejas, aún a gran profundidad. En particular, se requiere un aumentoen la comprensión del método para facilitar configuraciones de acceso de tajeo mejorado ysecuencias de extracción optimizadas, conducentes a la recuperación completa del yacimiento a lavez que se logra controlar la dilución. La complejidad del método y la profundidad actual de losyacimientos que se están explotando en todo el mundo sugieren que el planeamiento y controladecuados de las operaciones son críticos para la implementación exitosa de tamaños de tajeo ysecuencias de extracción óptimas. Al método se le conoce comúnmente por todo el mundo comotajeo abierto, tajeo por subniveles, y tajeo por perforación de barrenos largos. Los elementosesenciales comunes del tajeo por subniveles son los siguientes (Mathews, 1978; Bridges, 1983):

• Los tajeos son abiertos y se extraen sin colapso o socavación sustancial de muros.• Los tajeos se extienden de subnivel a subnivel y las operaciones se efectúan sólo en estos

subniveles.• La roca disparada se mueve sólo por gravedad a los puntos de recolección del tajeo.• El método usa barrenos largos para la rotura de roca, logrando buena fragmentación (Figura

1.4).• Los barrenos se ubican dentro de planos llamados anillos.• Los huecos pueden perforarse hacia abajo o hacia arriba.• El arranque de expansión inicial está situado a un lado, al centro o al fondo de cada tajeo.• El método es sin ingreso y el personal no tiene acceso a la parte abierta del tajeo (Figuras

1.5 y 1.6).


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FIGURA 1.4Fragmentación típica de roca en voladura de tajeo abierto por subniveles.


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FIGURA 1.5Vista del interior de un tajeo abierto.

FIGURA 1.6Vista tri-dimensional de un tajeo abierto por subniveles transversales con varios niveles. (De Villaescusa, E., Areview of sublevel stoping, en G. Chitombo, ed., Proceedings of the MassMin 2000, Brisbane, Queensland,Australia, 29 de Octubre a 2 de Noviembre, 2000, pp. 577-590), AusIMM, Melbourne, Victoria, Australia. Conautorización.)


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FIGURA 1.7

Tajeo de banco longitudinal a gran escala.

En este contexto, la extracción de yacimientos angostos y lenticulares mediante tajeo de bancolongitudinal (Villaescusa et al., 1994) se incluye también entre las geometrías de tajeo por subnivelesy se le examina en detalle en este libro (Figura 1.7).

Durante los últimos 20 años o algo así, se ha desarrollado tecnología para mejorar la seguridad yeconomía de la extracción de mineral por tajeo y bancos de subniveles. La experiencia indica quelas discontinuidades geológicas, esfuerzos, daño de voladura, geometría de excavación y soportedel terreno son los factores principales que controlan la conducta y estabilidad de los muros del tajeo.En las sub-secciones siguientes se introducirá y discutirá brevemente estos factores. Se lesabordará con más detalle en capítulos posteriores de este libro.


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1.4 Factores que controlan el Comportamiento de Muros de Tajeo

1.4.1 Geometría de Excavación

En el tajeo por subniveles, la perforación y voladura se realizan desde galerías de perforación

situadas en subniveles colocados estratégicamente sobre la altura de un tajeo.

FIGURA 1.8Formas estables para tajeo por subniveles

Debido al limitado refuerzo de perno de cable que puede darse a los muros expuestos del tajeo, laexcavación debe diseñarse para que sea inherentemente estable. En este sentido, la experienciaha demostrado que, por lo general, es posible lograr estabilidad de muro de tajeo con una diluciónmínima creando aberturas que tengan dimensiones verticales altas y dimensiones horizontalescortas. Un ejemplo sería una perforación estable ascendente que se extiende lateralmente hastaque se vuelve inestable. La estabilidad se logra también formando aberturas que tienen dimensioneshorizontales largas y dimensiones verticales cortas. Un ejemplo sería un túnel estable largo, cuyaaltura se aumenta hasta que se vuelve inestable. Los tajeos de forma cuadrada son los menos

eficaces en términos de volúmenes potencialmente estables (Figura 1.8).La forma de la curva de transición conceptual en la Figura 1.8 es hiperbólica e indica que para tajeosabiertos por subniveles de varias capas (excavaciones con muros que tienen dimensiones verticalesaltas y dimensiones horizontales cortas), los tramos críticos son las longitudes horizontalesexpuestas o las anchuras de tajeo. La longitud y anchura, o sea dimensiones en vista de planta, sonlas dimensiones de tajeo críticas pues controlan también las dimensiones de las coronas del tajeo.Los tajeos por banco son excavaciones donde la más larga dimensión es la longitud del rumbo y lostramos críticos usualmente son las alturas expuestas, pues el ancho del yacimiento es usualmente


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angosto. La Figura 1.9 muestra un ejemplo de desempeño de caja respaldo para tajeos de uno ydos niveles extraídos en un dominio geotécnico similar.

FIGURA 1.9Desempeño de tajeo – masa rocosa tabular con buzamiento empinado, Mina Mount Marion.

Los datos del caso de estudio muestran que para los tajeos de un solo nivel, el desempeño del tajeono lo controla la geometría, ya que la profundidad de falla no se correlaciona con las dimensionesdel tajeo. Sin embargo, a medida que aumenta la altura del tajeo, la profundidad de falla aumentacon el incremento en longitud de rumbo del tajeo. Una conclusión inmediata es que la reducción deltamaño del tajeo puede que no necesariamente resulte en un mejor desempeño del mismo. Otrocaso de estudio se muestra en la Figura 1.10, en la cual el desempeño del tajeo se relacionaclaramente con la geometría del mismo.

1.4.2 Resistencia de la Masa Rocosa

Generalmente se acepta que el comportamiento de los muros del tajeo es controlado mayormentepor la resistencia de la masa rocosa que rodea al tajeo. Esta resistencia de masa rocosa dependede la naturaleza geométrica y resistencia de las discontinuidades geológicas así como de laspropiedades físicas de los puentes de roca intacta. Las discontinuidades mayores solas o encombinación (usualmente continuas a la escala de un bloque de tajeo) tales como fallas, zonas decizalla y diques, usualmente tienen muy bajas resistencias al corte y, si se orientandesfavorablemente, proveen superficies de falla cuando son expuestas por los muros del tajeo(Figura 1.11). Tales discontinuidades geológicas mayormente controlan el sobrequiebre y estabilidadalrededor de los muros de tajeo expuestos. Este es particularmente el caso para aquellasdiscontinuidades que tienen relleno mineral escamoso y susceptible al agua como el talco, la cloritay sericita.


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FIGURA 1.10Desempeño de tajeo: masa rocosa tabular con buzamiento somero, Mina Davyhurst. (De Parker, B. 2004.Geotechnical Study of Shallow Dipping Orebodies – Mina de Oro Subterránea Lights of Israel. Tesis deBachiller en Ingeniería, Departamento de Ingeniería de Minas, WA School of Mines, Curtin University ofTechnology, Perth, Western Australia, Australia.)

FIGURA 1.11Estabilidad de caja respaldo de tajeo controlada por fallamiento de gran escala.


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FIGURA 1.12Vista en planta de estructuras mayores que afectan el tajeo por subniveles – Yacimiento 1100, Minas MountIsa (De Alexander, E.G. y Fabjanczyk, M.W. Extraction Design using open stopes for pillar recovery in the 1100orebody at Mount Isa, en D.R. Stewart, ed. Design and Operation of Caving & Sublevel Stoping Mines, SMEde AIME, New York, 1981, pp. 437-458)

En algunos casos, puede conectarse la estabilidad con actividades en vacíos concurrentes a lo largode los rumbos o buzamientos de características geológicas mayores tales como zonas de falla(Logan et al., 1993). Idealmente, la ubicación de las discontinuidades geológicas de gran escala estábien definida y la mayoría de minas de tajeo abierto tienen un modelo tridimensional de la red localde fallas/zonas de cizalla (Figura 1.12). Estas características también pueden estar sísmicamenteactivas, aumentando más los desprendimientos en los límites de la excavación, especialmente enyacimientos angostos. Cuando se exponen estructuras de gran escala, generalmente es muy difícilcontrolar el sobrequiebre de muros de tajeo, a pesar de las prácticas de voladura utilizadas, y sólopuede minimizarse mediante el secuenciamiento de tajeo.

El comportamiento de muros de tajeo también es una función del número, tamaño, frecuencia yorientación de las discontinuidades geológicas de escala menor. Tales redes de discontinuidadusualmente controlan la naturaleza y cantidad de sobrequiebre en los límites del tajeo. Las técnicas

de caracterización de la masa rocosa pueden usarse para estimar las formas y tamaños de losbloques que probablemente queden expuestos en los muros finales del tajeo. Las características delconjunto de discontinuidad geométrica (tamaño, frecuencia, orientación, persistencia, resistencia desuperficie, etc.) relativo a los muros del tajeo mayormente controlan la cantidad de diluciónexperimentada en esas paredes (Figura 1.13). Las diaclasas individuales tienen tamaño limitado ypueden terminar ya sea en roca intacta, formando un puente de roca intacta, o contra otra estructuradentro de una red de discontinuidad. Estos puentes de roca intacta son significativamente másfuertes que las discontinuidades que ocurren naturalmente y proporcionan mayor resistencia a falladentro de una masa rocosa.


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FIGURA 1.13Ejemplo de desprendimiento a gran escala de lapa y caja respaldo de tajeo. (De Villaescusa, E., A review ofsublevel stoping, en G. Chitombo, ed., Proceedings of the MassMin 2000, Brisbane, Queensland, Australia, 29de Octubre a 2 de Noviembre, 2000, pp. 577-590), AusIMM, Melbourne, Victoria, Australia. Con autorización.)

1.4.3 Esfuerzos Inducidos

La extracción dentro de un bloque de tajeo puede generar grandes concentraciones de esfuerzoalrededor de los límites de la excavación. Si los esfuerzos locales (inducidos) aumentan más allá de

la resistencia de una masa rocosa, entonces ocurrirán cambios en la calidad de la masa rocosaalrededor de un tajeo, y es probable que se experimenten fallas localizadas ya sea siguiendo lassuperficies de discontinuidad o directamente a través de la roca intacta. Donde ocurre movimientopor las discontinuidades, los esfuerzos se alivian. Esto a su vez puede conducir a sobrequiebre,dilución, o fallas grandes (Figura 1.14).

Los cambios en la calidad de la masa rocosa alrededor de los límites de un tajeo son resultado deuna combinación de redistribuciones de esfuerzo, daño de voladura cercana al campo, y los efectosde la excavación misma. En los casos donde las fallas de muro de tajeo no ocurren debido a la


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concentración de esfuerzos, la vibración y los gases de la voladura cercana pueden dañar lospuentes de roca intactos, que definen y enclavan los bloques de roca in situ, causando sobrequiebreo dilución en los límites del tajeo. Más aún, el comportamiento dinámico de un muro sin sostener serelaciona directamente con la cantidad de roca intacta disponible dentro de la masa rocosa. A menosroca intacta disponible, el proceso de voladura ocasionará más agrietamiento, rebanado ydesplazamiento visible de muro de tajeo.

FIGURA 1.14Falla de cresta de tajeo de banco relacionada con esfuerzo luego de la voladura en anillo.

Además, también pueden ocurrir fallas de muro de tajeo debidas a cambios de esfuerzo denaturaleza tensional (Bywater et al, 1983). La extracción de tajeo en un yacimiento destensado puedellevar a esfuerzos normales de muy baja magnitud a través de algunos de los muros expuestos.Pueden ocurrir fallas tipo pandeo, dependiendo de la frecuencia de discontinuidades paralelas a unmuro de tajeo, el tamaño y frecuencia de cualquier discontinuidad cruzada, y el tamaño y forma delos tramos expuestos (Figura 1.15).

1.4.4 Sostenimiento del Terreno

Para reducir las deformaciones experimentadas en los límites del tajeo (coronas, muros ycaballones), puede emplearse el refuerzo por empernado de cable provisto en locacionesseleccionadas, usualmente limitado por la distancia entre subniveles de perforación. Los muros del

tajeo se pre-refuerzan antes de cualquier disparo en el tajeo y, en la mayoría de los casos, los pernosde cable se instalan desde anillos perforados dentro de las galerías de acceso al tajeo. De estamanera, el refuerzo de muros de tajeo tiende a localizarse en bandas continuas separadas por ladistancia entre los intervalos de subnivel. La función de dicho arreglo es dividir los muros del tajeoen un número de tramos de muro de tajeo estables así como detener fallas de la caja respaldo arribadel buzamiento (Figura 1.16).

Puede usarse también sostenimiento de relleno para minimizar las deformaciones experimentadaspor los muros del tajeo a la vez que se provee una contención para cualquier masa rocosa adyacente.


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FIGURA 1.17Operaciones de extracción continua y relleno en tajeo de banco.

yacimientos masivos (Bloss, 1992), mientras que el relleno no cementado se utiliza normalmenteconjuntamente con operaciones de tajeo de banco (Villaescusa y Kuganathan, 1998). En la Figura1.17 se muestra un ejemplo de estrategia de extracción de tajeo de banco ligada a relleno. Aquí, lalongitud del muro expuesto usualmente se limita a un valor crítico, definido por la distancia entre elrelleno y la cresta de banco que avanza (Villaescusa et al., 1994).

1.4.5 Daño de Voladura

El daño de voladura a una masa de roca disparada se refiere a cualquier deterioro de la resistenciade la roca remanente debido a la presencia de grietas inducidas por el disparo y a la apertura,cizallamiento y extensión de planos de debilidad pre-existente o recién generados (Figura 1.18).Generalmente se acepta que el daño es causado por gases de expansión a través de lasdiscontinuidades geológicas y por las vibraciones experimentadas en el proceso de voladura. Sin

embargo, no es fácil establecer la contribución aproximada al daño causada por los gases deexpansión, pues es difícil medir su ruta dentro de una red de discontinuidades de masa rocosa. Sinembargo, se puede observar regularmente rotura inducida significativa cuando los gases explosivosestán bien confinados dentro de un volumen de roca, y en algunos casos los gases pueden viajarbastante más allá de la ubicación de las cargas explosivas.

El daño por la energía de choque de una carga explosiva próxima a una voladura puede relacionarsecon el nivel de vibraciones medido alrededor del volumen disparado. Los disparos repetitivostambién imponen una carga dinámica sobre los muros de tajeo expuestos fuera de un volumendisparado y pueden activar desprendimientos controlados estructuralmente y sobrequiebre en últimotérmino. Se puede usar monitoreo de voladura convencional y técnicas geofísicas sencillas paramedir los efectos de la voladura sobre el campo cercano. Los niveles de vibraciones y frecuenciasde la onda de choque pueden medirse con exactitud razonable (Fleetwood, 2010). Estos datos

pueden relacionarse con el daño siempre y cuando pueda estimarse la contribución (al daño total)de la energía de choque. Los niveles de vibración y frecuencia en los tramos medios de los murosde tajeo instrumentados pueden usarse para caracterizar la respuesta dinámica a la voladura en loslímites del tajeo (Villaescusa y Neindorf, 2000).


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FIGURA 1.18

Daño estructuralmente controlado alrededor de un taladro en una cresta de tajeo abierto. (De Villaescusa, E.,A review of sublevel stoping, en G. Chitombo, ed., Proceedings of the MassMin 2000, Brisbane, Queensland,Australia, 29 de Octubre a 2 de Noviembre, 2000, pp. 577-590), AusIMM, Melbourne, Victoria, Australia. Conautorización.)

1.4.6 Arreglo de Galería de Perforación

Factores adicionales tales como galerías mal ubicadas o pre-existentes, que socavan los muros deltajeo, también contribuyen a la dilución o el desprendimiento en los límites del tajeo. En general, elnúmero y ubicación de galerías de perforación en el tajeo abierto usualmente son funciones de laanchura del yacimiento. En yacimientos amplios, se utiliza galerías de perforación de caja respaldoy lapa para proveer refuerzo de perno de cable y para minimizar el impacto de la voladura en loslímites del tajeo (Figura 1.19). En dichos casos, la perforación y voladura pueden efectuarse en unplano paralelo a los muros finales del tajeo o a cualquier masa de relleno expuesta. Se puededeterminar valores apropiados de distancia de separación para los huecos perimétricos paralelos aun límite de tajeo dependiendo del tipo de roca y del tamaño de hueco que se esté usando(Villaescusa et al., 1994).

Se puede experimentar daño de muro, dilución, y pérdida de mineral excesivos en los casos dondeel tajeo requiere perforar taladros en ángulo con una exposición de relleno planeada o un límite detajeo. Más aún, la desviación de taladros en el fondo puede crear una superficie de tajeo dispareja,


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impidiendo así el escurrimiento efectivo del material quebrado a los puntos de recolección del tajeo.Además, la desviación del taladro puede causar confinamiento excesivo en el fondo del mismo,causando así una rotura más allá de los límites del yacimiento.

FIGURA 1.19Galerías de perforación mellizas que permiten perforar en paralelo a los límites del tajeo. (Cortesía de MinasMount Isa, Queensland, Australia.)

1.5 Alcance y Contenido de este Libro

El tajeo abierto por subniveles – incluyendo variantes tales como el tajeo de bancos – es uno de losmétodos de minado más ampliamente utilizados en minería subterránea. Las mejoras de tecnologíadurante los últimos 30 años han visto incrementos en el espaciamiento de subniveles debido a losavances en la perforación de taladros de producción más largos y precisos, así como avances en lostipos, cargas y sistemas de iniciación de explosivos. También ha habido mejoras en las chimeneasde arranque ya sea mediante explotación por cráteres invertidos, contramina a perforación detaladros largos o perforación ascendente. Los aumentos en el espaciamiento de subniveles hansignificado muros de tajeo más grandes que deben pararse sin colapsar. Por lo tanto, se requiereuna comprensión de la caracterización de la masa rocosa para minimizar la dilución y aumentar larecuperación. Se requiere metodologías para diseñar tramos abiertos, pilares, refuerzo de roca yrellenos óptimos. Además, en el mismo período, se ha desarrollado mayor comprensión respecto alsecuenciamiento de bloques de tajeo para minimizar concentraciones de esfuerzos in situ. En el

futuro, es probable que el tajeo por subniveles se practique a profundidades cada vez mayores(Thomson y Villaescusa, 2011) y se necesita mejor comprensión de todas las variables requeridaspara optimizar el método.Este libro se ocupará del tema en nueve capítulos como sigue:

1. Introducción2. Geometría del Tajeo por Subniveles3. Planeamiento y Diseño4. Caracterización de la Masa Rocosa5. Diseño de Tramos y Pilares


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6. Perforación y Disparo7. Refuerzo y Sostenimiento de Roca8. Relleno de Mina9. Control de Dilución

Los temas de capítulos se presentan conforme al proceso convencional de tajeo por subnivelesutilizado por la mayoría de empresas mineras, en el que se elige una geometría de tajeo porsubniveles para un método de minado particular, disponibilidad de equipo y experiencia del personal.El planeamiento de la infraestructura de acceso y secuencias de extracción general toma en cuentala información de caracterización de la masa rocosa, que primero se recoge del proceso dedelineación del yacimiento. Al planeamiento detallado de cámaras y pilares le sigue el desarrollo delacceso, donde se realiza la perforación y voladura de producción. El sostenimiento del terreno sevuelve un aspecto importante para proporcionar acceso seguro al personal y equipo a un númerolimitado de áreas donde se realizan las actividades de tajeo abierto. Luego de la extracción, sedispone de un número de estrategias para rellenar los vacíos de tajeo resultantes, en las cuales escrítica la reconciliación del control de dilución y pérdida de mineral para lograr la más económicaextracción del mineral.

El libro ha sido escrito principalmente para estudiantes universitarios del cuarto año que todavía noestán familiarizados con el método de minado. El libro presenta la tecnología de punta así como losresultados de la investigación aplicada en la Escuela de Minas de Australia Occidental (WASM, porsus siglas en inglés) y, por ende, el libro podría usarse para investigación de estudiantes de post-grado. Además, algunos profesionales mineros e ingenieros consultores junior pueden encontrar útilel libro.


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2Geometría del Tajeo por Subniveles

2.1 Introducción

En el tajeo por subniveles, el mineral se quiebra mediante perforación y disparo. El acceso al tajeose logra con galerías de minado, perforación y extracción, a las que puede accederse ya seatransversal o longitudinalmente con respecto al rumbo del yacimiento. La primera etapa es crear unachimenea entre los horizontes verticales que definen el tajeo planeado. Esto se logra agrandandouna chimenea apropiadamente ubicada o un pique ciego de taladro largo (LHW, por sus siglas eninglés). La chimenea de arranque se crea como un vacío de expansión en el cual se forma el restodel tajeo con la voladura secuencial de los taladros de producción. En la mayoría de los casos, lostaladros de producción se perforan en anillos paralelos al buzamiento del yacimiento entre lasgalerías de perforación. El minado prosigue con el disparo secuencial de los anillos de producciónen el vacío que avanza con el mineral quebrado que se recupera de un horizonte de extracciónespecífico (Figura 2.1). La sección siguiente describe las geometrías de tajeo requeridas para lograr

producción con el tajeo abierto por subniveles.2.2 Geometrías de Tajeo

2.2.1 Chimenea de Corte

Los tajeos abiertos por subniveles se crean mediante la voladura secuencial de anillos de producciónen una chimenea de expansión inicial, llamada chimenea de corte. Esta abertura inicial se usa paracrear espacio suficiente para que la porción restante del tajeo se quiebre dentro del mismo (Figura2.2). La chimenea de corte generalmente se ubica a un lado o al centro de un tajeo ya sea transversal(cruzada) o longitudinalmente con relación al rumbo del yacimiento. Un punto importante estárelacionado con el hecho de si el disparo de corte expondrá un muro crítico del tajeo, tal como unacaja respaldo o masa de relleno, a una etapa muy temprana en la secuencia de disparos del tajeo.

Las chimeneas de corte se disparan hacia arriba de subnivel en subnivel a fin de exponer toda laaltura del tajeo. En cada nivel, las chimeneas de expansión se forman disparando secuencialmentetaladros paralelos dentro de un pique ciego o un taladro de perforación ascendente. La chimeneadebe ampliarse hasta la anchura completa del plano definido por los taladros de producción queposteriormente serán disparados en esta abertura inicial.


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FIGURA 2.1Limpieza de producción a control remoto en tajeo abierto por subniveles.

FIGURA 2.2Vista tri-dimensional de una chimenea de corte.


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Durante la voladura de la chimenea de corte normalmente se usan altos factores de explosivo a finde asegurar la rotura y de ese modo tener una cara libre y un vacío disponible dentro del cual puedadispararse el resto del tajeo. La elección de locación de la chimenea depende de las condiciones dela masa rocosa, acceso al tajeo, y la secuencia de extracción seleccionada. En un yacimiento conbuzamiento empinado, donde el límite crítico del tajeo usualmente es una caja respaldo inclinada, se

usan chimeneas orientadas transversalmente para asegurar la exposición secuencial de la cajarespaldo con los anillos de producción. En yacimientos grandes y masivos, la orientación de lachimenea también es controlada por factores tales como exposiciones del relleno, régimen deesfuerzos, y el acceso preestablecido (Bloss y Morland, 1995).

En general, una chimenea debe diseñarse de modo que se minimicen las fallas dentro de los anillosprincipales o de producción. En pilares con alto esfuerzo, una chimenea normalmente puedeorientarse con el esfuerzo mayor principal para seguir de cerca los taladros de producción principales.Es probable que esto minimice el estrechamiento o dislocación del taladro debido al dañorelacionado con esfuerzos. En los casos donde puede rediseñarse el acceso al tajeo, la chimeneadebe ubicarse perpendicular a cualquier característica geológica de gran escala con probabilidad defallar y dañar las geometrías del anillo principal (Figura 2.3).

El daño a las masas de relleno por voladura de chimenea de corte puede minimizarse colocando unanillo de limpieza entre un corte y un límite de tajeo (Figura 2.4). La masa rocosa adyacente a unamasa de relleno usualmente está preacondicionada por redistribuciones de esfuerzos y es probableque falle luego del disparo de un anillo de limpieza.

A fin de minimizar las fallas de caja respaldo, las chimeneas de corte se orientan transversalmenteal rumbo del yacimiento. Esto permite exponer secuencialmente el plano de la caja respaldo dentrode un rango estable predeterminado. En las extracciones de tajeo secundario, donde las chimeneasde corte pueden ubicarse paralelas (y adyacentes) a una caja respaldo de tajeo, la

FIGURA 2.3Exposición de características geológicas débiles por una chimenea de corte. (a) Mal diseño (preliminar) y (b)diseño mejorado (real).


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FIGURA 2.4Geometría de anillo de limpieza para minimizar daño por voladura al relleno.

chimenea de expansión expone un plano completo de caja respaldo a comienzos de la secuencia devoladura. Esto usualmente limita el tamaño de exposiciones que pueden excavarse con seguridad,

ya que este muro crítico del tajeo puede fallar cuando se le somete a carga dinámica repetitiva porel resto de disparos del tajeo como se muestra conceptualmente en la Figura 2.5. Además, cuandose accede centralmente a los tajeos, el diseño de perforación requiere que los taladros toquen fondoen cualquier masa de relleno contigua, aumentando así la probabilidad de dilución.

2.2.2 Anillos de Producción

La forma de un tajeo de diseño se logra disparando secuencialmente anillos de taladros cargados enla abertura creada por la chimenea inicial de expansión o de corte. Los tajeos usualmente se rebanande subnivel en subnivel, disparando los anillos hacia la chimenea de corte abierta. Los anillos deproducción se disparan secuencialmente, intentando minimizar el socavamiento de la porción sólidainterior de un tajeo. Se mantiene una cara aproximadamente recta a lo largo de toda la altura deltajeo disparando un número similar de anillos en cada subnivel. La secuencia de disparo avanza

hacia arriba como se muestra en la Figura 2.6. El mantener una cara recta en retirada minimiza lacreación de crestas o esquinas grandes, que pueden tener mucho esfuerzo o interceptar estructurasde gran escala, contribuyendo así al desprendimiento del tajeo. A su vez, esto puede afectarseriamente la productividad durante las operaciones posteriores de limpieza de producción.

2.2.3 Anillos de Diafragma

Los anillos de diafragma consisten en anillos perforados paralelos a una exposición de relleno. Lospropósitos de un anillo de diafragma son impedir la falla del relleno en una masa de rellenocementado débil conocida, contener el relleno no cementado en tajeos contiguos, e impedir falla delrelleno por exposiciones de dimensión mayor que la considerada estable. La experiencia hademostrado que aunque partes de un diafragma contra relleno sí se desprenden, esto raramenteocasiona una excesiva dilución de relleno, pues la masa de relleno permanece comparativamente

sin perturbar, en comparación a cuando la voladura ocurre junto al relleno (Figura 2.7). Un diafragmano tiene capacidad de portar carga y por ende es probable que se deforme considerablemente. Sinembargo, cuando una porción grande del diafragma permanece intacta, esto permite una limpiaextracción del tajeo hasta que el diafragma es disparado o el tajeo se completa.


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FIGURA 2.5Carga dinámica de un plano de caja respaldo totalmente expuesto.

2.2.4 Socavación Inclinada

La porción inferior de un tajeo se conforma utilizando anillos de socavación inclinada (TUC, por sussiglas en inglés) a fin de facilitar la extracción del mineral fragmentado hacia y desde los puntos derecolección del tajeo. Un anillo TUC consiste en taladros ascendentes paralelos, perforados coninclinación hacia la chimenea de corte. Generalmente los fondos del anillo TUC se enclavan con losfondos de los taladros descendentes del anillo principal del subnivel de arriba (ver Figura 2.8). Laperforación y voladura de los TUC usualmente se efectúa usando taladros de diámetro relativamentepequeño (70-89 mm) comparados con los taladros de producción. Utilizando dichos taladros dediámetro pequeño se logra una distribución mejorada de explosivo que probablemente minimice eldaño a la masa rocosa alrededor de los puntos de recolección. Una desventaja es la


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FIGURA 2.6Vista de una sección longitudinal que muestra dos estrategias de voladura de producción.

FIGURA 2.7

Boceto idealizado y foto mostrando un anillo de diafragma de tajeo.


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FIGURA 2.8

Secuencia de disparo de un TUC con anillos de producción en un tajeo abierto.

longitud de perforación limitada que se logra, y la incapacidad para igualar la línea de mínimaresistencia de un barreno (burden) perforado para los taladros del anillo de produccióninmediatamente arriba.

Debido a que los anillos TUC se perforan con un burden distinto a los anillos de producción, la porcióninferior de un tajeo usualmente se vuela antes de los anillos principales, lo cual puede llevar a


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desprendimiento, especialmente en casos donde están presentes discontinuidades geológicasgrandes o en regiones de alta redistribución de esfuerzos.

FIGURA 2.9Geometría de punto de recolección transversal fijo en tajeo por subniveles. P, tajeo primario, S, tajeosecundario.

2.2.5 Puntos de recolección

La limpieza de producción puede efectuarse longitudinal o transversalmente a través del rumbo deun yacimiento. La limpieza transversal requiere introducir geometrías de punto de recolección fijo yespecializado que puedan ubicarse fuera del límite de un yacimiento (Figura 2.9). Los factoresconsiderados durante el diseño de puntos de recolección incluyen el tamaño del equipo, distancia deacarreo desde las galerías de acceso, y la gradiente y orientación con respecto a un límite de tajeo.Las dimensiones del punto de recolección deben ser suficientes para corresponder con el equipo,

pero mantenidas tan pequeñas como sea posible para minimizar la inestabilidad. El acceso al puntode recolección debe ser recto y restringirse a 15-20 m de una galería de acceso de tajeo a la crestadel mismo. Esto asegurará que no se requiera ventilación adicional durante la limpieza, y tambiénque la parte trasera de la unidad de limpieza esté dentro del punto de recolección. El espaciamientode los puntos de recolección se determina por las condiciones del terreno y la geometría del tajeo.En la mayoría de los casos, el espaciamiento mínimo utilizado es 10-15 m entre líneas de centro.

2.3 Tajeos Abiertos de Capas Múltiples

Los tajeos de capas múltiples se extienden verticalmente sobre un número de intervalos de subnivel,en algunos casos superando cientos de metros en extensión vertical. El método requiere la voladurasecuencial de los anillos de producción en una abertura vertical inicial formada por una chimenea decorte. La rotura del mineral se logra con anillos de taladros paralelos o en abanico, dependiendo del

tipo de acceso de perforación utilizado. Los TUC se desarrollan en la base de los tajeos a fin dedirigir el mineral quebrado a los puntos de recolección para la extracción. El refuerzo con perno decable de la caja respaldo y coronas del tajeo puede proporcionarse desde galerías de perforaciónconvenientemente ubicadas.

El número de puntos de recolección usualmente es función del tamaño del tajeo, pero en la mayoríade los casos se diseñan por lo menos dos puntos de recolección. Debido a que la ubicación delpunto de recolección es fija, puede lograrse un refuerzo permanente a un costo mínimo por unidadde mineral extraído. En cada una de las otras locaciones de subnivel se requiere acceso al tajeo


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para fines de perforación, voladura y relleno (Figura 2.10). Generalmente, en cada subnivel serequiere un solo acceso de crucero, disminuyendo significativamente el desarrollo en desecho.

En general, los tajeos de capas múltiples minimizan el empernado con cable del techo dentro de lossubniveles intermedios debido a que un techo permanente (área completa) sólo se expone en lacorona real de un tajeo. La cobertura con empernado de cable en una corona de tajeo es funcióndel grado de desarrollo dentro del subnivel superior. Además, los requerimientos de refuerzopermanente dentro de cualquier subnivel intermedio se minimizan por el hecho de que todas lasexposiciones de techo dentro de las galerías de perforación se consumen con el proceso mismo detajeo.

FIGURA 2.10Secuencia de actividades de minado dentro de un tajeo abierto por subnivel de capas múltiples en la MinaKanowna Belle.

El tajeo por subniveles múltiples convencional requiere la exposición secuencial de muros de tajeoaltos verticales y cortos horizontales que probablemente permanezcan estables y proporcionenmineral sin diluir. No es probable que las longitudes de rumbo expuestas durante la extracción inicialdel tajeo excedan los tramos de tajeo estables críticos. A medida que se agranden las excavacionesy se disparen varios anillos secuencialmente en el espacio formado por el corte y los anillos de


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producción iniciales, los esfuerzos confinantes se reducen, se induce energía de tensión de excesoy se experimenta el desplazamiento de los muros del tajeo. Dependiendo de la naturaleza estructuralde los muros expuestos, la roca puede tender a desplazarse siguiendo un comportamiento laminar,en el cual un grupo de capas se mueven juntas (en roca estratificada), o el movimiento puede seraislado a bloques individuales que rotan y se deslizan parcialmente unos contra otros.

2.3.1 Yacimientos Tabulares

El arreglo para tajeos por subniveles de capas múltiples en yacimientos tabulares usualmente seasocia con el empleo de taladros largos perforados desde galerías paralelas al rumbo del yacimiento.Dependiendo de la anchura del yacimiento, estas galerías de perforación pueden tener la anchuratotal del yacimiento o localizarse en los límites de los yacimientos. En dichos yacimientos, los límitesdel tajeo usualmente están bien definidos por el yacimiento mismo. Para cada tajeo pueden definirsela corona, caja respaldo, lapa, muros extremos y un punto de recolección. La estabilidad de lascoronas y cajas respaldo de tajeo es usualmente el más crítico factor en el diseño del tajeo y en lassecuencias de extracción relacionadas. Un diseño convencional consiste generalmente ensubniveles de perforación múltiples con un solo horizonte de limpieza en el fondo del tajeo como semuestra en la Figura 2.11.

Una de las ventajas de este diseño es que la perforación y voladura pueden efectuarse en un planoparalelo a los muros del tajeo final. Se usan galerías de perforación de caja respaldo y lapa paraminimizar el impacto de la voladura en los límites del tajeo, disminuyendo grandemente laprobabilidad de dilución debida al daño por voladura. Además, el método reduce el desarrollo deltajeo en desecho, dado que, salvo por el horizonte de limpieza, realmente se requiere un solo accesode perforación de tajeo en cada locación de subnivel.

En los casos donde el tajeo por subniveles se usa para extraer yacimientos grandes pero tabularesque tienen una caja respaldo con buzamiento moderado, la extracción puede dividirse en un númerode tajeos primarios, secundarios y a veces terciarios, que pueden extraerse en una secuencia detablero de ajedrez. A fin de optimizar la estabilidad del tajeo, los muros del tajeo se diseñanverticalmente, salvo por la caja respaldo como se muestra en la Figura 2.12. Se pueden usar galerías

de perforación paralelas a la caja respaldo para proporcionar refuerzo de perno de cable, y facilitarla perforación y voladura paralelos a los planos de la caja respaldo La estabilidad de la corona deltajeo puede optimizarse con la implementación de un subnivel flotante para optimizar el refuerzo conperno de cable. El uso de geometrías convencionales de punto de recolección aumenta laproductividad.


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FIGURA 2.11Tajeo por subniveles en un yacimiento tabular con buzamiento empinado. (a) Vista de plan – horizonte delimpieza, (b) vista de planta – nivel intermedio, (c) vista de sección transversal – anillos de producción, y (d)vista de sección larga.


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2.3.2 Yacimientos Masivos

El tajeo abierto en yacimientos masivos grandes consiste en una secuencia de minado que requierevarias etapas de tajeo juntamente con la aplicación de métodos de relleno retardado para permitir larecuperación de pilares. Usualmente, se diseña un número de tajeos entre los límites del yacimiento.En dichos casos, el tajeo comprende un número de etapas que incluye tajeos primarios, secundariosy terciarios que generalmente se extraen usando una secuencia de tablero de ajedrez. El númerode exposiciones del relleno varía de ninguna (en un tajeo primario) hasta 3 exposiciones en lasúltimas etapas de tajeo (Grant y DeKruijff, 2000).

FIGURA 2.12Diseño de tajeo para un yacimiento tabular grande.

Pueden diseñarse dimensiones verticales grandes con la altura de los tajeos usualmente limitada porel espesor del yacimiento o por la estabilidad de cualquier masa de relleno expuesta requerida parala extracción de tajeo secundario y terciario. Las dimensiones del tajeo en vista de planta usualmenteson limitadas por la inestabilidad de la corona del tajeo. El mineral quebrado se extrae en la partedel fondo del tajeo (Figura 2.13).


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En los casos donde las condiciones del terreno son favorables, las dimensiones del tajeo pueden sermuy grandes en planta, lográndose la extracción total de la altura del yacimiento en un solo tajeo(Bloss, 1996). La perforación y voladura se realizan desde una serie de locaciones de subnivel conseparaciones que varían de 40 a 60 m. Los taladros se perforan principalmente hacia abajo, conalgunos taladros cortos ascendentes perforados dentro de los TUC y a veces en la corona del tajeocuando no se dispone de acceso en la parte superior.

Luego de la extracción de pilares (tajeos secundario y terciario), se crea un número de exposicionesdel relleno dependiendo de la ubicación del tajeo en la secuencia de minado. Temprano en la vidade un yacimiento masivo, los tajeos primarios usualmente representan una parte importante de laproducción. A medida que aumenta la extracción del yacimiento, el paso a minado de pilares comométodo primario de extracción se vuelve evidente. En dichos casos, la

FIGURA 2.13Tajeo de capas múltiples en un yacimiento masivo. (a) Vista de planta y (b) vista tri-dimensional.

estabilidad de las exposiciones del relleno es de importancia principal para lograr las cifras deproducción de objetivo (Bloss y Morland, 1995).

En los casos donde el límite superior del yacimiento no coincide con la ubicación predeterminada del

intervalo de subnivel superior, puede requerirse perforar en la corona del yacimiento o a través de lamisma. Si la parte superior del yacimiento está por arriba de la más alta locación de intervalo desubnivel, pueden perforarse taladros ascendentes en la corona del tajeo para definir una forma detajeo diseñada. En los casos donde el más alto subnivel está situado por arriba del límite delyacimiento, se pueden perforar taladros descendentes por la corona del yacimiento, volando la partemás baja de los taladros para definir una forma de tajeo. En ambos casos, la corona del tajeopermanece sin sostenimiento, y una alternativa preferida es desarrollar un subnivel “flotante” por laparte superior de los tajeos para facilitar el refuerzo de perno de cable profundo y la perforación detaladros paralelos a la corona diseñada del tajeo (Figura 2.14).


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2.4 Tajeo de una Sola Capa

El diseño de una sola capa es el más básico arreglo para la extracción por tajeo abierto de subniveles.La forma y tamaño del tajeo son limitadas por dos subniveles: el horizonte de extracción osocavamiento, y el horizonte de perforación o de corte superior.

FIGURA 2.14Estrategias de perforación y disparo para una corona de tajeo.

El acceso a los tajeos es mediante cruceros que salen de una galería de acceso permanente paralelaal yacimiento. En efecto, este método requiere un sistema “móvil” de punto de recolección a medidaque la extracción del tajeo avanza hacia arriba. Luego del relleno de un vacío de tajeo, un horizontede perforación previo pasa a ser el nivel de extracción siguiente (Figura 2.15).


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FIGURA 2.15Vista tri-dimensional de un tajeo por subniveles de una sola capa.

FIGURA 2.16Vista de sección longitudinal de la Zona B de Mina Williams.


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A fin de optimizar la productividad de la limpieza, pueden requerirse hasta dos cruceros de accesopor tajeo en cada intervalo de subnivel. Esto realmente aumenta el desarrollo de acceso total en laproporción de desecho a tajeo real. El método exige muy buen control de la estabilidad del techo ycresta del tajeo, especialmente en un ambiente con altos esfuerzos. La redistribución de esfuerzosdebido a la secuencia misma de tajeo puede crear fallas de techo significativas, especialmente si haypresencia de discontinuidades con buzamiento somero dentro de una masa rocosa. La Figura 2.16muestra una configuración de extracción típica usando tajeos de una sola capa en la Mina Williamsde Canadá, donde se han reportado ocurrencias de caída de rocas mayores dentro del pilar en elfondo del escalón por Bawden et al., (2000). Las caídas de roca demoraron el minado deaproximadamente 1 millón de toneladas conteniendo 300,000 onzas, afectando seriamente laproducción de la mina.

Es probable que en alguna parte dentro de la secuencia de tajeo se formen extensos techos y pilaresasí como crestas con altos esfuerzos, y se requiera cobertura de empernado de cable completa paraminimizar las fallas potenciales en cada locación de subnivel. La cobertura de empernado de cablecompleta requiere desescombrar el acceso del yacimiento en toda la anchura del tajeo, minimizandoasí los tamaños de tajeo que pueden desarrollarse con seguridad. En consecuencia, los tajeos deuna sola capa tienden a ser aberturas relativamente pequeñas comparados con los tajeos demúltiples capas.

FIGURA 2.17Secuencia de tajeo ideal para tajeos simples en una secuencia de extracción 1-4-7.

El desarrollo primario requiere la extensión del crucero de acceso del tajeo hasta una ubicación decaja respaldo propuesta, donde tanto los subniveles de perforación como de extracción sedesestriban totalmente para permitir la instalación del refuerzo de empernado de cable. Además, laperforación de taladros paralelos se facilita también con geometrías de socavamiento y corte superiorcompletos del tajeo. La perforación de taladros paralelos es la forma preferida en el tajeo de retirovertical, que está relacionado con el tajeo de una sola capa. El método requiere una cantidadsignificativa de limpieza remota debido a la naturaleza de fondo plano de las geometrías de tajeo deuna sola capa, aumentado de ese modo el costo total de minado en comparación con una geometríade punto de recolección de TUC convencional.


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En yacimientos amplios, puede diseñarse un número de tajeos a través del rumbo en un área dada,y en todos los casos, los tajeos primarios adyacentes se extraen hasta un nivel por arriba del de untajeo secundario. Este tipo de secuencia crea lo que se denomina un pilar pendiente. Un pilarpendiente es una pieza de terreno sólido que tiene muchos grados de libertad de movimiento, ya quela mayoría de tajeos a su alrededor han sido extraídos (Figura 2.17). En tales geometrías de tajeopuede experimentarse grandes fallas de pilares (Milne y Gendron, 1990).

2.4.1 Tajeo por Retirada de Cráteres Verticales Convencional

La retirada de cráteres verticales (RCV) es un método de tajeo de una sola capa donde la forma deltajeo se define por un horizonte inferior (socavamiento) y superior (corte superior) (Trotter, 1991). Seperforan taladros de gran diámetro a fin de minimizar la desviación y los taladros se cargan desde elcorte superior y se disparan mediante rebanadas horizontales de mineral que avanzan del nivel defondo al nivel superior (Figura 2.18). La separación entre la socavación y el corte superior es funciónde la estabilidad de muro de tajeo, la naturaleza del yacimiento y la precisión de la perforación.

FIGURA 2.18Minado por RCV dentro de un tajeo de una sola capa.

Luego de la voladura, sólo se limpia una cantidad ligera de mineral quebrado, de modo que sedispone de espacio suficiente para rotura con un disparo posterior. Esto mantiene al tajeo lleno deroca quebrada, proporcionando así sostenimiento pasivo a los muros expuestos del tajeo hasta


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completar la voladura del corte superior del tajeo. Una vez completada la voladura y limpiado todoel mineral dentro del tajeo, se cierran los accesos de socavación y se rellena el tajeo. A medida queel minado avanza hacia arriba, el corte superior del tajeo se convierte en el siguiente horizonte delimpieza en la secuencia.El método tiene un número de ventajas percibidas incluyendo el requerimiento de pocos taladros degran diámetro, probablemente para reducir la perforación total en el tajeo. Los taladros grandespermiten el uso de un mayor intervalo de subnivel, reduciendo así el costo total de desarrollo delsubnivel. Se elimina el costo de hacer una chimenea y rebanar para crear un arranque, y todas lasoperaciones de perforación y carguío se efectúan desde el corte superior, aumentando de ese modola seguridad.

La desventaja de este método es el potencial de daño de voladura por los cráteres en los límites deltajeo (Platford et al., 1989). No pueden usarse taladros de diámetro pequeño debido al cierre deltaladro causado por el movimiento del terreno luego de los disparos individuales del tajeo (Hills yGearing, 1993). Además, este método puede ser susceptible a mala fragmentación(desprendimiento) de las áreas sin sostenimiento definidas por la voladura, especialmente si se formaun techo disparejo y posteriormente se redistribuyen esfuerzos altos hacia arriba. El daño porvoladura de cráteres es aún más perjudicial cuando hay presencia de discontinuidades geológicasde buzamiento somero dentro de una masa rocosa.

2.4.2 Tajeo por Retirada Vertical Modificada

Un método de retirada vertical modificado usa un pique ciego o chimenea perforada contracielo, quese ubica cerca del medio del tajeo, dentro del cual se dispara secuencialmente un patrón radiante detaladros en capas horizontales. La chimenea se usa para superar la cara libre limitada disponibleen un tajeo por retirada vertical convencional. A fin de facilitar la voladura inicial, el método requiereun espaciamiento estrecho de los taladros cerca de la chimenea (Figura 2.19). Se disparan todoslos taladros de una capa horizontal, y existe la posibilidad de daño de collar cuando los taladrosinteriores cerca de la chimenea no funcionan. Además, puede que continuamente se experimentedaño de taladros (cierre, que requiere reperforación) dentro de la última capa en el tajeo con estemétodo (Hills y Gearing, 1993). Por otro lado, se considera que el método es relativamente seguro

porque no se efectúa ninguna abertura vertical dentro del tajeo hasta el último disparo.

FIGURA 2.19Arreglo de voladura típico para un tajeo por retirada vertical modificada en la Mina Porgera.


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2.5 Yacimientos Tabulares de Buzamiento Somero

Los yacimientos tabulares en los cuales el ángulo de buzamiento no permite que el flujo del mineralquebrado utilice la gravedad, pueden extraerse usando un tipo de tajeo por subniveles llamado tajeopor panel de retirada de taladro ascendente (Kaesehagen y Boffey, 1998). Típicamente, unyacimiento puede dividirse en paneles que corren paralelos al rumbo del yacimiento y buzamientobajo definido como se muestra en la Figura 2.20. Los tajeos se extraen desarrollando un pique deextracción de lapa desde el cual pueden realizarse las operaciones de perforación, voladura ylimpieza. Se accede a los tajeos desde un pique de lapa, con un arranque establecido en el extremolejano de los paneles, y los tajeos se disparan progresivamente en retirada de regreso al extremo deacceso de un panel (Figura 2.21). Se proporciona refuerzo de perno de cable desde los piques decaja respaldo situados dentro de los tajeos primarios. Además, pueden dejarse pilares permanentesdentro de los tajeos secundarios para proporcionar sostenimiento adicional de caja respaldo.

Los yacimientos planos pueden extraerse también con tajeos individuales conjuntamente con piquesde empernado de cable y operaciones de relleno de mina. Los tajeos se extraen desarrollando unhorizonte de TUC en desecho para permitir el flujo del mineral a los puntos de

FIGURA 2.20Arreglo típico de tajeo por paneles. P, tajeo primario; S, tajeo secundario.


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FIGURA 2.21Un tajeo por paneles de taladro ascendente sin sostenimiento luego de la extracción.

recolección del tajeo. Se realiza la perforación de taladros descendentes desde una serie de piquesde caja respaldo, desde los cuales también se proporciona el refuerzo de perno de cable (Figura2.22). Este método da como resultado un tiempo previo considerable de preparación del tajeo así

como costos adicionales, ya que se desarrolla material no económico.

La extracción total del tajeo se retira buzamiento arriba y hacia el extremo de acceso de los piquesde perforación. La experiencia indica que sólo la mitad de la caja techo de un tajeo previamenteextraído puede llenarse efectivamente (buzamiento abajo). La metodología consiste en extraertajeos que tengan piques de perforación simples o dobles, dependiendo de su ubicación con respectoal estribo del yacimiento y en relación del uno al otro en la secuencia de extracción. Alternar lospiques de perforación simples y dobles es probable que optimice el refuerzo de la caja respaldo amedida que la extracción avance buzamiento arriba.

2.6 Tajeo por Bancos

El tajeo por bancos se usa para extraer vetas, lentes, filones relativamente angostos y conbuzamiento empinado o cualquier depósito estratiforme que se extiende en dos dimensiones (a lolargo del rumbo y buzamiento abajo). El método involucra el minado inicial tanto de una galería deperforación como de extracción en toda la longitud y anchura del yacimiento (Figura 2.23). Se crea


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FIGURA 2.22Secuencia total de extracción y sección transversal mostrando el refuerzo de perno de cable.

un arranque agrandando una chimenea de corte (o pique ciego) situado cerca de la lapa delyacimiento. El arranque creado se usa como un vacío de expansión en cuyo interior se forma elresto del tajeo por bancos mediante la voladura secuencial de taladros de producción. En la mayoríade los casos, los taladros de producción se perforan en anillos paralelos al buzamiento del yacimientoentre las dos galerías (Figura 2.24).

El tajeo se realiza mediante el disparo secuencial de anillos de taladros descendentes (oascendentes) en el vacío que avanza, y después se limpia el mineral remotamente a lo largo delyacimiento desde el horizonte de extracción (Figura 2.25). La probabilidad de dilución de mineralaumenta si se deja el mineral dentro del piso del tajeo por largos períodos de tiempo y las fallas de

muro pueden causar pérdida de mineral o daño de unidades de limpieza.El éxito del tajeo por bancos reside en la estabilidad de los tramos expuestos sin sostenimiento, lacapacidad para proporcionar sostenimiento con empernado de cable y relleno, el estrecho control dela perforación y disparo, así como la aplicación de tecnología de limpieza remota (Villaescusa et al.,1994). Las geometrías de tajeo por bancos descendentes están conectadas a las secuenciasgenerales de extracción buzamiento arriba conjuntamente con el relleno. Los tajeos por bancosascendentes a menudo se extraen sin el empleo de relleno, y retroceden de arriba para abajo juntocon pilares permanentes no recuperables.

En la mayoría de operaciones mineras, las alturas de banco se fijan durante las etapas iniciales deldesarrollo de mina, y la estrategia de extracción es la única variable que puede usarse para optimizarla economía del tajeo por bancos. En los bancos descendentes, a la extracción le sigue el llenado

de los vacíos con desecho, relleno de arena hidráulico, o agregado hasta el piso de la galería deperforación, que se convierte en la nueva galería de extracción en la capa siguiente buzamientoarriba. Se ha considerado un número de estrategias para el banqueo descendente


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Diseño Geotécnico p

FIGURA 2.23

Detalles de la extracción por tajeo de bancos. (a) Vista longitudinal y (b) Vista 3D.


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FIGURA 2.24Vista de sección transversal típica y resultados de tajeo de bancos descendentes excepcional.

FIGURA 2.25Limpieza remota longitudinal de mineral quebrado en tajeo de bancos.


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FIGURA 2.26Extracción longitudinal de mineral junto con sostenimiento de relleno.

(Villaescusa y Kuganathan, 1998). Las más comunes involucran el uso de una masa de relleno secocontinua (roca de desecho que tenga un ángulo de escalón entre 38º y 42º) que siga una cresta detajeo de bancos que avanza a una distancia fija (sin exceder una longitud de rumbo sin sostenimiento)a lo largo de toda la longitud del banco (Figura 2.26).

También puede extraerse bancos usando relleno hidráulico, con los tajeos extendidos hasta unalongitud máxima de rumbo estable sin sostenimiento, seguido de relleno junto con cerramiento deladrillos. Después del relleno viene la recuperación de pilares y se repite el proceso a lo largo de

toda la longitud del banco (Figura 2.27). Aunque esta estrategia se relaciona principalmente con elrelleno hidráulico, el empleo de relleno cementado aseguraría que se experimente una diluciónmínima de relleno luego de la recuperación de pilares. El relleno cementado sólo puede justificarsedurante la extracción de yacimientos de muy alta ley. Aplicaciones recientes de relleno en pastacementado están reemplazando el uso del relleno hidráulico, minimizando así la necesidad decerramientos de ladrillo.

Otra estrategia es dejar pilares permanentes (planeados) entre tramos independientes (sin rellenar)de cajas respaldo a lo largo de toda la longitud del banco. El relleno se realiza al terminar el bancousando ya sea relleno seco o hidráulico (Figura 2.28). En esta estrategia, es crítico establecer lasdistancias óptimas entre pilares a fin de minimizar el número de pilares requeridos, especialmenteen yacimientos de alta ley. Las dimensiones de pilar son función de las condiciones del terreno, losniveles de esfuerzo esperados, y la extracción óptima de los piques ciegos adyacentes, En masasrocosas débiles, la estabilidad de los tramos sin rellenar puede ser afectada por la voladura en tramoscontiguos a lo largo del rumbo del yacimiento, pues los tramos individuales pueden mostrarcomportamiento dependiente del tiempo con deformación. La Figura 2.29 muestra una estrategia


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FIGURA 2.27Relleno hidráulico y recuperación de pilar.

FIGURA 2.28Pilares permanentes no recuperables conjuntamente con relleno.


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FIGURA 2.29Tramos sin sostenimiento y pilares permanentes en tajeo de bancos con buzamiento somero.

de extracción de bancos de arriba para abajo basada en una combinación de tramos sinsostenimiento y pilares permanentes.

Los tajeos de banco también pueden extraerse utilizando una técnica de relleno continuo y ajustadollamada Avoca. Inicialmente, el tajeo de banco se extrae hasta una longitud estable máxima, seguidopor relleno ajustado hasta la cresta. Cualquier voladura posterior se hace después sin cara librecomo se muestra en la Figura 2.30. El éxito de este método está en función

FIGURA 2.30Método Avoca de extracción de banco completo.


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de la estabilidad del relleno después de la voladura. Esto se controla con la anchura y altura delyacimiento y la humedad y granulometría del material de relleno utilizado.

No se ha considerado la opción de extraer un banco más allá de sus límites estables y luego dejarun pilar (no planeado) para detener una falla de caja respaldo porque no representa buen diseño opráctica operativa. La opción de extracción mostrada en la Figura 2.27 se relaciona con la extraccióndel banco usando pilares que han sido diseñados en etapas muy tempranas, y se asume que lostramos entre pilares son estables e independientes (desde el punto de vista deformativo) entre sí.

Los bancos de taladro ascendente a menudo se relacionan con secuencias de extracción de arribahacia abajo donde los yacimientos se dividen en bloques separados por pilares de coronahorizontales. Los bancos individuales de taladro ascendente se definen dentro de un bloque, yretroceden hasta un crucero central o de acceso de extremo. Las alturas típicas de perforación detaladro ascendente varían entre 15 y 25 m, y los anillos individuales se inclinan hacia adelante (70º)para promover una cresta segura para las cuadrillas de carga de taladros de voladura. El diseño deanillos de volcado delantero reduce también el lanzamiento de limpieza, lo que a su vez minimiza lalimpieza remota. El refuerzo de la caja respaldo se proporciona desde las galerías de perforación.Además, en masas rocosas de buena calidad, se puede introducir el relleno luego de la extracciónde un bloque de tajeo entero (Figura 2.31).

FIGURA 2.31Esquema de secuencias de extracción de bancos ascendentes, Mina Osborne.


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5Diseño de Tramos y Pilares

5.1 Antecedentes

El desarrollo de métodos de minado por tajeo abierto de subniveles ha mejorado la mecanización yaumentado la productividad de las operaciones de minado masivo subterráneo. A su vez esto haconducido a optimizar el tamaño y forma de los tajeos abiertos a fin de maximizar la producción.Muchas operaciones de minado masivo se vieron plagadas por la dilución inaceptable de desecho,y los enfoques tradicionales de ensayo y error se volvieron económicamente inaceptables. Además,las metodologías de diseño inaceptables con frecuencia daban como resultado fallas de los tajeossecundarios con las consecuentes demoras de producción, incremento de costos y, en algunoscasos, pérdida de reservas de mineral. En este capítulo, se discutirán metodologías modernas dediseño de pilares y tajeos. El minado prosigue con el disparo secuencial de los anillos de producciónen el vacío que avanza con el mineral quebrado que se recupera de un horizonte de extracciónespecífico (Figura 2.1). La sección siguiente describe las geometrías de tajeo requeridas para lograr

producción con el tajeo abierto por subniveles.

5.2 Determinación Empírica de Tramos Usando Métodos de Clasificación de la Masa Rocosa

Las masas rocosas representan medios extremadamente complejos en los que se diseñan yconstruyen estructuras de ingeniería. Durante las etapas iniciales del diseño de un proyecto, talescomo las etapas de determinación del alcance y pre-factibilidad, cuando se dispone de pocainformación detallada sobre una masa rocosa y sus características de esfuerzos e hidrológicas, elempleo de un esquema de clasificación de masa rocosa puede ser beneficioso. En su forma mássimple, esto puede involucrar el empleo de un esquema de clasificación tal como una lista deverificación para asegurar que se haya considerado alguna información geológica. En el otroextremo, pueden emplearse uno o más esquemas de clasificación para construir un cuadro de la

composición y características de una masa rocosa para proveer estimados iniciales de tramospermisibles y requerimientos de sostenimiento, y para proveer estimados de su resistencia yrespuestas de deformación al proceso de excavación.

La clasificación y su aplicación al sostenimiento subterráneo se funda principalmente en laconstrucción de túneles de ingeniería civil (por ejemplo: designación de calidad de roca (RQD, porsus siglas en inglés) – Deere et al., 1967; clasificación de masas rocosas (RMR) – Beniawski, 1989;índice de calidad de túnel (Q) – Barton et al., 1974). Debido a la profundidad relativamente modesta(0-500 m) de muchos de estos casos de estudio y a los factores de seguridad relativamente altosexigidos en obras civiles, las recomendaciones de diseño de estos sistemas de clasificación puedenser de difícil aplicación en un contexto de tajeo abierto. Sin embargo, pueden proporcionar un primerestimado o estimado conservador de tramos permisibles y requerimientos de sostenimiento.Laubscher y Taylor (1976) y Laubscher (1993) modificaron el RMR para empleo en el diseño de

minas por hundimiento de bloques. Las operaciones de hundimiento de bloques están fuera delalcance del presente libro, y por ello no volverá a discutirse el método de Laubscher. Mathews et al.,(1980) y Potvin (1988) modificaron el sistema Q y lo aplicaron al diseño de tajeos abiertos. Sumetodología se ha modificado ligeramente y se presenta en este capítulo.Un problema con las clasificaciones de masa rocosa es que, además de ser conservadoras, esprobable que omitan un parámetro clave, por ejemplo, la terminación de grietas (ver Capítulo 4).Además, realmente no consideran la ruta de esfuerzos y ésta es una diferencia importante conrespecto a la ingeniería civil, donde existe menos interacción entre excavaciones en comparacióncon las secuencias de extracción complejas utilizadas en la industria minera.


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5.2.1 Determinación de Tramos Usando el Sistema RMR de Bienawski

El sistema de clasificación de masas rocosas (RMR) fue desarrollado originalmente por Bienawski(1973). En el transcurso de los años, ha sido refinado sucesivamente, a medida que más casos deestudio han sido añadidos a su base de datos. El lector debe tener presente que, con el tiempo,Bienawski ha efectuado varios cambios a las clasificaciones asignadas a los distintos parámetros(Bienawski, 1976, 1989). La Figura 5.1 presenta una modificación adicional al gráfico de tramoversus tiempo de resistencia de Bienawski. Se han hecho cambios para considerar los tramosabiertos muy grandes y estables que se están logrando en skarns masivos silicificados con esfuerzode confinamiento mediano (Figura 5.2). Esto se debe en parte a la silicificación de los yacimientos yrocas encajonantes, las profundidades relativamente someras que se están minando y también a lacondición favorable de las discontinuidades geológicas con respecto a los tramos expuestos. Elconcepto de tiempo de autosostenibilidad fue concebido originalmente por Lauffer (1958, 1960) paraindicar el período de tiempo dentro del cual una excavación permanecerá operable y después delcual se experimentaría inestabilidad y cavitación considerables Un tramo de tajeo se define como ladimensión mínima de un muro de tajeo abierto.Hutchinson y Diederichs (1996) han presentado el tramo máximo estable sin sostenimiento comouna función del valor de RMR de Bienawski (1989) (RMR89) como se muestra en la Figura 5.3. Enausencia de discontinuidades geológicas de gran escala, o esfuerzo inducido muy alto, puedeanalizarse una abertura de mina temporal tal como una galería de perforación de 10 m de ancho entajeo de banco descendente. Si el tiempo de autosostenibilidad requerido es típicamente menor de5 años, entonces puede verse que para una masa rocosa que tiene un RMR89 mayor de 80, puedeque la galería de perforación no requiera refuerzo sistemático de perno de cable, con excepción delos pernos y mallas para seguridad del personal.

FIGURA 5.1Límites de túneles sin sostenimiento.

Los datos de RMR89 mostrados en la Figura 5.4 indican que pocos tramos sin sostenimiento sonestables cuando su dimensión pasa de 20 m. Esto se debe a la mayoría de datos que se estánrecolectando en operaciones de corte y relleno (Palkanis, 2002), donde se requiere acceso completode operador y los tramos potencialmente inestables no pueden estabilizarse eficazmente aun con la


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implementación de empernado de cable. Sin embargo, en la experiencia reciente de tajeo abiertoen minas de roca extremadamente dura, donde el yacimiento y las rocas encajonantes han sidoalteradas por una fuerte silicificación, pueden lograrse tramos seguros estables sin sostenimientoque varían de 20 a 40 m. Los datos de tajeo abierto (tramos que exceden 20 m) en la Figura 5.4muestran círculos que representan tramos estables (profundidades de falla menores de 2 m),símbolos cuadrados que representan tramos tradicionales (profundidades de falla que varían de 2 a4 m) y triángulos que representan tramos inestables (profundidades de falla que

FIGURA 5.2Tramo muy grande y estable que excede 25 m, mina Sabinas, México.


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FIGURA 5.3Representación alternativa de pautas de tiempo de autosostenibilidad de RMR89.

FIGURA 5.4Diseño de tramos usando el método RMR89.

exceden 4 m). Los datos pueden usarse también como pauta de diseño contra el colapso inmediato,grandes inestabilidades, o como indicación de donde puede requerirse el empernado de cable. Unpunto a notar cuando se usa el método RMR89 para el diseño de tramos es que también debenconsiderarse los efectos de la ruta de esfuerzo así como el efecto localizado de estructuras de granescala que probablemente formen cuñas. Por lo tanto, para el acceso seguro, siempre serecomienda sostenimiento del terreno para la infraestructura de acceso al tajeo por subniveles, aúnen masas rocosas muy duras.Las minas modernas de tajeo abierto por subniveles utilizan sistemas de monitoreo de cavidad (CMS,por sus siglas en inglés) para recolectar datos continuamente y desarrollar bases de datos que

abarquen la geometría final de los vacíos del tajeo. El desempeño del tajeo se determina por laprofundidad de falla, la que se define como la distancia de una superficie de diseño a un muroresultante luego de la extracción completa del tajeo (Villaescusa, 2004). Además, las bases de datosde clasificación de masas rocosas de taladros de perforación (Cepuritis, 2004; Dempers et al., 2010)pueden usarse para establecer contornos de valores de RMR89 para cada muro de tajeo (Figura 5.5).Los datos de clasificación de masa rocosa unidos a las profundidades de falla del CMS y la geometríade tajeo de diseño pueden utilizarse para establecer relaciones similares a las mostradas en lasFigura 5.6. Los límites propuestos para las regiones estables (profundidad de falla < 2 m),transicionales (profundidad de falla 2-4 m), inestables (profundidad de falla 4-6 m), y colapsadas(profundidad de falla >6 m) para tramos de tajeo que exceden 20 m usualmente se basan en laeconomía de minas locales.


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FIGURA 5.5

Modelo de cuadrícula de contornos de valores de RMR89 para caja respaldo.

FIGURA 5.6Profundidades de falla para un número de tramos de tajeo y valores RMR89 variantes.

Los datos mostrados en la Figura 5.6 son para diseños de tajeos en masas rocosas silicificadas muyduras, extraídas por tajeo abierto convencional por subniveles. Los datos de tajeo mostradosanteriormente se refieren a esfuerzo confinante mediano en yacimientos epitermales mineros quetienen profundidades menores de 500 m. Una limitación es que los esfuerzos inducidos no puedenconsiderarse de inmediato cuando se calcula los valores de RMR89. Por tanto, un diseñador que


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intente implementar una estrategia similar necesitaría asegurar que la inestabilidad impulsada poresfuerzo no es un modo de falla prominente antes de implementar un enfoque similar al descritoaquí.

5.2.2 Determinación de Tramos Usando el Sistema de Índice de Calidad de Túnel (Q)

Barton et al. (1974) describieron la aplicación del sistema Q para la clasificación de masas rocosasa fin de determinar los límites sin sostenimiento de varios tipos de excavaciones. En la calibraciónoriginal del método se usaron unos 200 casos de estudio. Durante los 18 años siguientes, seefectuaron exitosamente más de 2000 nuevos túneles empíricos y diseños de cavernas grandes(Barton et al., 1992). La Figura 5.7 muestra el gráfico actualizado para recomendaciones desostenimiento del terreno. Las líneas sólidas marcan los límites de la aplicación práctica desostenimiento, con la línea inferior demarcando el límite de estabilidad para excavaciones sinsostenimiento de un tramo equivalente dado, ES = Tramo/ESR, donde los valores de tasa desostenimiento de excavación (ESR, por sus siglas en inglés) se dan en la Tabla 5.1.El ESR es un factor usado por Barton para incorporar grados variables de inestabilidad basados enla vida de servicio y uso de la excavación. El tramo real de la excavación se divide entre el valor deESR para obtener el tramo equivalente para uso en las Figuras 5.7 y 5.8. Hutchinson y Diederichs(1996) anotan que el número de historias de casos mineros que lleva a la recomendación de ESR =3-5 para aberturas de mina temporales es extremadamente limitado y por ello recomiendan utilizarun ESR máximo de 3 para estas aberturas, salvo que la experiencia local justifique el empleo devalores más altos. Ciertas excavaciones mineras son más críticas que otras, tanto desde el puntode vista operativo como del de la seguridad. La Figura 5.8 (tomada de Hutchinson y Diederichs,1996) proporciona pautas para límites sin sostenimiento en orden de confiabilidad decreciente,relacionándolos con los valores originales de ESR de Barton. La Figura 5.8 está trazada contra eltramo de excavación real. Sin embargo, el uso directo de Q para el diseño de tramos abiertos noestá bien documentado dentro de la industria minera.

5.3 Método del Gráfico de Estabilidad

El tajeo abierto por subniveles se ha convertido en uno de los métodos de minado subterráneo más

comunes en el mundo debido mayormente a su seguridad y eficiencia. El dimensionamiento de losintervalos de subnivel, tramos de rumbo, pilares, y su ubicación es muy importante para el éxito del


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Diseño Geotécnico p

FIGURA 5.7Recomendaciones actualizadas de sostenimiento del terreno


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TABLA 5.1Tasa de Sostenimiento de Excavación

Número de ESRTipo de Excavación Casos (Aprox.)Aberturas de mina temporales 2 3-5Aberturas de mina permanentes: túneles de agua de baja presión;túneles piloto; galerías y piques para aberturas grandes 83 1.6

Cavernas de almacenamiento; plantas de tratamiento de agua; túnelesmenores de ferrocarril y carretera; cámaras de compensación; túneles deacceso, etc. 25 1.3

Estaciones de fuerza; túneles mayores de ferrocarril y carretera; cámarasde defensa civil; portales; intersecciones 79 1

Estaciones de fuerza nuclear subterráneas; estaciones de ferrocarril;instalaciones deportivas y públicas; fábricas 2 0.8

FIGURA 5.8Sistema Q; límites sin sostenimiento para aberturas de mina subterráneas.

método. Mathews et al. (1980) desarrolló en Canadá un método empírico de evaluación de laestabilidad de tramos de longitud de rumbo. El método fue más desarrollado y aplicado por Potvin(1988), Bawden et al. (1988, 1989), Nickson (1992), y Mawdesley et al. (2001), entre otros. Laintención original era proporcionar una herramienta práctica de diseño para los operadores de minacanadienses. Se fijaron los siguientes cinco objetivos para el desarrollo del modelo (Bawden, 1993):

1. El modelo deberá ser capaz de predecir la estabilidad general de un tajeo en términos deproblemas operativos. En vez de enfocarse en cálculos exactos y la identificación de cadacaída de bloque potencial simple, el modelo deberá concentrarse en definir las dimensionesde tajeo conservadoras, dimensiones de tajeo menos conservadoras, y dimensiones de tajeocríticas por arriba de las cuales el tajeo abierto se vuelve impráctico.

2. El modelo debe ser confiable y por ende sensible a todos los parámetros geotécnicos clavesque afectan el diseño de tajeos subterráneos. También es importante que considere directao indirectamente las diferentes condiciones asociadas con el minado de tajeo abierto tales


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como geometría del tajeo, secuencia de minado, voladura, y sostenimiento con relleno opernos de cable.

3. El modelo debe ser fácil de usar por ingenieros mineros o geológicos en el sitio. Losparámetros de entrada deben basarse principalmente en métodos observacionales antes queen pruebas costosas, estudios prolongados, y equipo sofisticado.

4. El modelo deberá ser utilizable en cualquier etapa del minado (es decir, en el estudio defactibilidad y para planeamiento de corto y largo plazo). Aunque la exactitud de cualquiermodelo es mayormente función de la calidad de los parámetros de entrada, los cuales secomprenden mejor a medida que avanza el minado, el modelo deberá ser capaz de proveeral menos respuestas aproximadas en la etapa del estudio de factibilidad.

5. El modelo deberá ser representativo del comportamiento de la masa rocos

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