UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTÍN DE

AREQUIPA
GEOFÍSICA Y MINAS ESCUELA PROFESIONAL
FACULTAD DE GEOLOGÍA, DE INGENIERÍA DE MINAS

““DISEÑO E IMPLEMENTACIÓN DEL METODO DE

EXPLOTACIÓN BENCH
AND FILL STOPING EN VETAS ANGOSTAS TIPO ROSARIO
EN LA MINA ARCATA”

PRESENTADO POR:
HUAMANI PACCAYA ALEX JUAN
TRIVEÑO HUAMANI JHONATAN
MAMANI TORRES WILLIAMS

AREQUIPA -
PERÚ 2019
INTRODUCCION
1.2 JUSTIFICACION
Debido a la complejidad de las vetas auríferas existentes en nuestra unidad minera, que
son del tipo rosario con potencias que van desde los 0.20 hasta los 1.5 m
aproximadamente, nos han traído una infinidad de problemas ya que con los métodos de
explotación aplicados años anteriores nos han dado un resultado con un ritmo de
producción que no abastece lo requerido por nuestra planta , es por eso que se ha tomado
como propuesta el diseño e implementación de un método de explotación que nos permita
incrementar la producción considerando el mismo número de personal y lógicamente
reducir los costos de minado. Asimismo, este proyecto que se desea implementar sirva
como una alternativa de explotación para los yacimientos de vetas angostas existentes en
nuestro país.

1.3 FORMULACION DEL PROBLEMA

Para desarrollar la investigación será necesario formular las siguientes interrogantes:

 ¿Para incrementar la producción que método de explotación se debe implementar?

 ¿Para disminuir los costos de minado y ciclo de minado que método de explotación se
deberá implementar?

PROBLEMA CAUSA EFECTO

-Baja producción del -Método de explotación -Aumentar la producción
mineral -La mineralización de vetas -Reducción de costos de
angostas minado

1.4 VARIABLES
1.4.1 VARIABLES INDEPENDIENTES
Macizo rocoso
Geología
El tipo de yacimiento

1.4.2 VARIABLES DEPENDIENTES

Método de explotación
Producción del mineral
Costos de minado

1.4.3 INDICADORES

Tonelaje de mineral producido

dilución
1.5 OBJETIVOS

1.5.1 OBJETIVOS GENERALES

Diseñar e implementar del método de explotación corte y relleno ascendente en vetas

angostas

1.5.2 OBJETIVOS ESPECIFICOS

1. Analizar la geomecánica de la veta Rosario para implementar el método de explotación

bench and fill stoping

2. Demostrar una alternativa de explotación para yacimientos auríferos de vetas angostas,

desde un punto de vista de inversión mínima, con tecnología creativa, sin caer en
informalidad; cuidando el medio ambiente y aplicando las normas de seguridad y salud
ocupacional en minería.

3. Dimensionar de manera adecuada el tamaño del tajo de acuerdo al método de

explotación Bench and fill stoping en vetas.

1.6 HIPOTESIS

“Con el diseño e implementación del método de explotación Bench and fill stoping en vetas
angostas tipo rosario se incrementará la producción de mineral y se reducirá los costos de
minado”.
MARCO TEÓRICO

2.1 ANTECEDENTES DEL PROBLEMA

La aplicación de nuevas formas de explotación masiva se viene realizando en gran escala

dada las necesidades económicas, maximizar volúmenes de producción, bajos costos de
operación y poder ser eficientes y competitivas. Este objetivo es reflejado en minas de tajo
abierto donde sus leyes operacionales son bajas, pero son rentables al obtener grandes
toneladas explotadas. La minería subterránea busca alcanzar niveles de producción altos
los cuales harán posible implementar determinando características propias que cuenta
cada yacimiento minero, calidad de macizo rocoso, costos de producción, recuperación
metalúrgica, capacidad de planta y por parte del área de seguridad se tendrá que enfocar
de acuerdo a este sistema de explotación.

La explotación por taladros largos se viene implementando por los resultados logrados al
incrementar volúmenes de producción altos, lo cual se viene aplicando en minas
importantes en el Perú.
Se realiza la investigación con el objetivo de mejorar la productividad, para lograr una
mayor rentabilidad, se ha realizado un estudio de selección de métodos de explotación
para el minado de vetas angostas en función de los parámetros geoestructurales del
depósito.

2.2 BASES TEÓRICAS

PROYECTO MINERO

Determinar los límites de explotación y secuenciamiento de extracción del yacimiento que

entregue el mayor beneficio económico. Para esto se deben tener en cuenta las siguientes
consideraciones:
-Modelo de bloques utilizado (calidad de recursos)

-Modelo de costos (estimación de costos en el largo plazo)

-Precio de largo plazo del mineral que será explotado

-Parámetros de diseño (ángulo de talud y recuperación metalúrgica)

RECURSOS MINEROS

Es el factor de la industria minera que quizás más la diferencia de otras actividades, ya que
los recursos con que se trabaja no son renovables. En términos de necesidades humanas,
los minerales no son renovables, debido a que han sido formados por procesos geológicos,
con lo que la velocidad de génesis es muy inferior a la de consumo. Las consecuencias del
agotamiento progresivo de las reservas en un depósito son muy variadas.

Las minas tienen duraciones limitadas, la mayoría de las compañías explotadoras necesitan
ejecutar programas de exploración e investigación, con vistas al descubrimiento de nuevos
yacimientos o ampliación de los que se explotan, para garantizar la continuidad de las
mismas más allá del horizonte marcado por un proyecto en cuestión. El riesgo económico
durante esa etapa de
investigación es elevado, ya que la probabilidad de éxito suele ser

pequeña.

OBJETIVO DE LA EMPRESA MINERA

La actividad desarrollada por la minería es de carácter comercial, es decir sus propietarios

persiguen resultados económicos, como compensación al capital invertido, esfuerzo de
profesionales y
riesgo que deben asumir.

RESULTADO ECONÓMICO DE LA INVERSIÓN MINERA

El resultado comercial logrado tanto en una actividad comercial, como en una explotación
minera, se mide por el monto de las
utilidades anuales obtenidas.

FACTIBILIDAD DEL PROYECTO MINERO

Es el análisis más profundo de los estudios de mercado, tecnológico costo de

inversión y capital de trabajo, tamaño y localización insumos y proyecto sobre el medio
ambiente. En esta etapa se determina el calendario de ejecución y la fecha de puesta en
servicio. Este análisis de anteproyecto se basará en: Especificaciones detalladas del
producto en cuanto a mercado, calidad y cantidad
Especificaciones detalladas de los factores de producción e insumos relacionados a la
cantidad, calidad
Especificaciones del proceso productivo

Primer calendario de ejecución y puesta en marcha Generación de adquisición de

tecnología Proposición de un sistema de comercialización Financiamiento y análisis
económico
2.3 MÉTODO DE EXPLOTACIÓN

Es una forma geométrica generada y usada para explotar un yacimiento dividiendo el

cuerpo mineralizado en sectores aptos para el laboreo minero.
Teniendo como objetivo la extracción de menas de una manera óptima y que la
comercialización proporcione la utilidad esperada.
El método de explotación engloba un conjunto de operaciones que permite la extracción
del mineral, para ello es de importancia el funcionamiento de los servicios como.
Ventilación

Drenaje

Suministro de energía, aire y agua

La explotación compone tres operaciones mineras básicas:

Apertura de mina: desarrollo y preparación ii. Infraestructura de la mina o preparación

Explotación de mina o arranque

FACTORES QUE INFLUYEN EN LA SELECCIÓN DEL MÉTODO DE EXPLOTACIÓN

En la elección del método de explotación según (Carrasco de la Cruz, Estanislao (1995)
“Tecnologías de métodos de explotación empleadas en minas subterráneas del Perú”.)
Intervienen fundamentalmente los siguientes factores:

1) Características geográficas
Los aspectos más importantes dentro de este factor son: Profundidad
Clima

Cercanía a un lugar poblado

2) Características geológicas y físicas del yacimiento

Forma del yacimiento y cuerpo mineralizado Potencia, si se trata de una veta o manto
Manteo, si se trata de una veta o manto Diseminación, respecto de la superficie
Profundidad respecto a la superficie Dimensiones del yacimiento, cubicación Componentes
mineralógicos de la mina

3) Características mecánicas (resistencia a la tracción y la compresión) de la roca

que constituye el cuerpo mineralizado y de la roca encajonante

4) Condiciones Económicas

La explotación de un yacimiento debe realizarse al menor costo posible. Debido a que tanto
el costo de acceso, desarrollo y preparación propia del método de explotación tienden a
ser elevados. A ello se suman los costos de tratamiento de mineral, inversiones en equipos,
materiales, costos administrativos y de venta.La tendencia que lleva explotar yacimientos
de leyes cada vez bajas son debido a causas como:
La necesidad del abastecimiento constante del mercado

El agotamiento de los yacimientos de leyes altas

Para la solución se tiende a tener dos alternativas:

Seleccionar en el interior del yacimiento las zonas pobres de las ricas.

Explotar grandes masas de baja ley, con costos bajos debido al gran tonelaje, esto nos lleva
a los métodos mecanizados.
 ELECCIÓN DEL MÉTODO DE EXPLOTACIÓN Factores de selección:
Ubicación (recurso)

Profundidad, forma, tamaño, del cuerpo mineralizado Calidad geomecánica de la roca

mineralizada y roca de caja Distribución de leyes económicas
Reglamentación (Medio Ambiente)

2.3.2.1 Criterios de selección:

- Rendimiento y productividad

- Seguridad al personal, equipo e infraestructura

- Recuperación

- Reservas extraídas, reservas in situ

- Selectividad

- Dilución

- Costos de inversión y operación

2.4 TALADROS LARGOS EN VETAS ANGOSTAS (Bench and Fill)

Consiste en dividir el cuerpo mineralizado en sectores aptos para el laboreo y consiste en

arrancar el mineral a partir de subniveles de explotación mediante disparos efectuados en
planos verticales, con tiros paralelos, posteriormente quedando vacío el caserón después
de la explotación.
La preparación de este método contempla galerías de perforación (GP), galería de base o
Undercart y transporte para evacuación del mineral arrancado y chimeneas VCR para
generar una cara libre.
La perforación se realiza con tiros largos radiales, utilizando tiros que van entre 8 – 15 m
hacia arriba (positivos) y hacia abajo (negativos).

Carguío del mineral: el mineral arrancado cae por gravedad y es recolectado por embudos
o por la zanja creada con tal objeto, abarcando toda la base del caserón. En el caso de
tener una zanja, esta progresa en el mismo sentido y a la velocidad que la explotación
continúa. Por el contrario, si se trata de embudos, estos deben prepararse con anticipación
y sus dimensiones van a depender del ancho del caserón.

El método generalmente se aplica en cuerpos subverticales como vetas, brechas y diques.

También es aplicado en cuerpos horizontales que sean de gran potencia.

OPERACIÓN

La operación consiste básicamente en la perforación de tiros verticales y abanico desde los

subniveles hacia arriba, atravesando el pilar superior, la posterior tronadura de las
perforaciones, el carguío y transporte secundario del mineral tronado hasta los Ore Pass o
echaderos.
El hundimiento debe generarse desde el nivel superior, este se consigue generando un área
de radio hidráulico superior que resiste la roca, para controlar las cajas encajonantes se
realiza a medida que se extrae el mineral, tiene que ser rellenado el espacio vacío. La
producción de este método proviene, tanto de los frentes de extracción, como de las
labores de desarrollo realizadas en mineral, un
15% a un 20% de la producción proviene de nuevos subniveles desarrollados.
Al aplicar el método se debe admitir un cierto grado de dilución de mineral como también
implementar un control de producción. Y tener un alto grado de desarrollo.
Teniendo estas desventajas que genera el método también se tiene consideraciones
favorables a su aplicabilidad

BARICENTRO

Para aplicar el método de taladros largos (Bench and Fill) es importante definir el
concepto de baricentro en vista de que es un parámetro clave a usar y es distinto para cada
modelo de equipo de perforación. El baricentro para el caso de perforación vertical, “es un
punto que se coloca para cada fila pintada en los hastiales de la galería y a partir del cual se
permite sincronizar automáticamente los ejes de perforación y rotación para facilitar la
perforación de taladros verticales desde una sola posición”. Físicamente está ubicado a una
determinada altura de la viga del equipo de perforación radial, medida desde el piso
cuando la viga se encuentra en posición vertical, tal como se muestra en la Imagen, por lo
que es distinto para cada marca y modelo. Una vez instalado el equipo, es a partir de este
punto donde se empieza a girar la máquina perforadora sobre un mismo plano y se
generan los taladros de perforación vertical.
En vista de esta definición, podemos concluir que es coherente la relación entre el diseño
de perforación vertical y el equipo a utilizar, ya que el dibujante usa el dato de baricentro
del equipo para
representarlo en los planos de perforación; es decir; “para perforar, se debe utilizar el
mismo equipo que se utilizó para elaborar el
diseño”.

DILUCIÓN

El área de planeamiento es el encargado de calcular la dilución postexplotación; sin

embargo, en la aplicación de taladros largos a la explotación de vetas angostas, es
necesario calcular la dilución planeada y la dilución operativa, para eso se debe tener en
cuenta:

Por definición, la “dilución planeada” es aquella que se “calcula”teniendo en cuenta que va

a existir una sobrerrotura de material estéril (volumen de material dentro de la línea
marrón punteada – Planned Dilution) y, la “dilución operativa”, que es aquella que se
“mide” teniendo en cuenta la rotura real (volumen de material dentro de la línea negra
gruesa – Unplanne Dilution/Overbreak); es aplicado para el cálculo de la dilución en
tonelaje y en ley.
DILUCIÓN PLANEADA

DILUCIÓN OPERATIVA
2.5 Utilización de taladros largos en métodos de explotación subterránea.

Como descripción del uso de taladros largos en explotación subterránea, se detallará a

continuación el uso en dos aplicaciones:
Abertura - finalización.

Cráteres verticales en retirada.

Taladros largos en el método de abertura – finalización.

En esta variación del método de tajeos en subniveles la producción es algunas veces

lograda por taladros paralelos de la parte superior a la parte más baja del tajeo designado,
usando un subnivel en la parte superior del tajeo que es del ancho del tajeo.
Como en el método de voladura de taladros, rebanadas verticales del mineral son voladas
dentro del tajeo.
Este método generalmente permite taladros largos para ser usados

y pueden ser más eficientes en términos de consumo de explosivos.

Taladros largos en el método de cráteres verticales en retroceso.

La tercera variación de tajeamiento en subniveles es un método patentado conocido como
Vertical Cráter Retreat (VCR). El usa un patrón de taladros similar al del método abertura-
finalización. Sin embargo, el mineral es volado en rebanadas horizontales usando carga y
voladura del subnivel en la parte superior del tajeo. Esto requiere que los taladros
primeramente sean sellados con tapones que pueden ser colocados encima. Los taladros
son entonces cargados para una altura fija de carga y voladura. Típicamente, las rebanadas
horizontales voladas son de alrededor de 15 ft (5 m) en espesor hasta que la voladura
horizontal se acerque a la parte superior del tajeo.
La voladura final en la parte superior del tajeo es dimensionada para ser como mínimo dos
veces el espesor normal de voladura para que el piso de labor del subnivel no sea
debilitado por voladura
hasta que los trabajadores hayan salido fuera del subnivel para el tiempo posterior.
El método VCR fue patentado por una firma de explosivos canadienses que desarrolló el
método de probar cráteres que asegura que el procedimiento de voladura es adecuado
para la masa de roca en el tajeo.

2.6 Utilización de taladros largos en métodos de explotación superficial.

Los taladros largos utilizados en explotación superficial según las demandas de longitud de
perforación y las limitaciones de los equipos de perforación.
Perforación de taladros rectos. Perforación de precisión.
Para los mejores resultados de voladura global, el taladro necesita permitir su diseño a lo
largo de su longitud total.
Taladros rectos son importantes, así desviación deberá ser evitada lo más que sea posible
con cada hueco de collar en la posición exacta, y perforando en la dirección correcta y la
apropiada profundidad.
Precisión en posicionamiento de collar y alineamiento de taladro pueden ser logrados con
apropiados cálculos y marcas de un indicador montado en el sustento, y un instrumento de
profundidad de taladro. También es necesaria una buena visión del procedimiento de
puesta de collar desde la
cabina de operación.

Consecuencias de la desviación de taladros.

Las principales consecuencias de la desviación de taladro son:

 Fragmentación incontrolada de material roto.

 Posibles tiros fallados debidos a la intersección entre los taladros se detonan en

intervalos indeseables.
 Excesiva presión y espacio entre taladros adyacentes.

 Voladura secundaria.

 Conduce a costos más altos de cargado, transporte y molienda.

 Características que deben poseer unos buenos tubos de perforación.
Conexiones hembra y macho de roscado resistentes, lo cual ayuda a prolongar la vida de
servicio y con menor desgaste también se disminuye la desviación dentro del taladro.
 Rigidez entre las conexiones para disminuir la desviación del taladro.
 Tubos y varillas resistentes para evitar su rotura durante la

perforación.

2.7 SISTEMA PARA LA PERFORACIÓN DE TALADROS LARGOS COPROD.

Antes de entender el sistema de perforación COPROD es necesario

entender a los sistemas de perforación Tophammer y DTH.

Sistema Tophammer.

Más perforaciones para operaciones de tajeo que han sido ejecutadas con Tophammers,
usando varillas de extensión conectadas por mangas de acople roscadas, y una broca
intercambiable en uno de sus extremos. Este equipo trabaja bien para diámetros de
pequeño diámetro en roca sólida, pero no son efectivas en diámetros grandes de taladro, o
en condiciones de terreno deterioradas. Allí ocurren problemas en transmitir suficiente
energía para la broca, especialmente en taladros profundos, y en obtener flujo
satisfactorio.
En la perforación Tophammer, el golpe debe ser aplicado desde atrás para mantener la
broca en contacto con el fondo del taladro. Esto puede causar flexión a la relativamente
delgada serie de perforación, y que la dirección de la broca pierda su alineamiento.
Progresivamente poderosa perforadora hidráulica envía más energía percusiva a la
serie de perforación, permitiendo grandes diámetros de taladro en tajeos, sin embargo,
debido a movimientos microscópicos entre las partes en el enroscado en la serie de
perforación, energía es pérdida y calor desarrollado. La energía perdida puede ser
considerable por el tiempo en el que la ola de shock mantiene la broca, y allí podrá ser
desgastada la rosca y
reducir la vida de los componentes de la serie de perforación.

Sistema DTH.

El sistema DTH fue desarrollado para vencer algunos de los problemas asociados con la
rectitud de taladro sufrida por perforadoras Tophammer. Tubos guía rígidos con gran
diámetro externo, fueron desarrollados para mantener la serie de perforación en un curso
de línea recta, y mejorar flujo. Con un DTH Hammer una serie de tubos ofrecen más grande
rigidez, y corren cerrando las paredes del taladro, resultando en una considerable menor
desviación que en serie de perforación Tophammer.

Combinación de los dos sistemas en COPROD.

El sistema COPROD fue introducido en 1992, fue ovacionado como un gran salto hacia
arriba en la perforación de taladros.
COPROD no es únicamente una combinación de características positivas, es también
integrar dos tipos de series para perforación percusiva medio de un Tophammer. Varillas
de rotación internas transmiten poder y empujan a la broca y otros tubos transfieren
rotación, adicionan rigidez a la serie y mejoran eficiencia de flujo. Estos activos logran alta
tasa de perforación Tophammer y grandes diámetros de taladro, Imagen 5.
Fuente: Operaciones Mina Chalhuane

Imagen Nº 5: Métodos de perforación

En términos simples, sistema de perforación percusiva regresa para golpear una varilla
de acero con una broca en uno de sus extremos y, como culatazo mantiene la varilla
saltando hacia atrás, rotación es hecha en un ángulo pequeño entre soplido para asegurar
que el taladro es rodeado.
Las varillas en el sistema COPROD no tienen roscas y son simplemente puestas una encima
de la otra. Lateralmente, ellas son centradas por el arbusto guía en los tubos rodeándolos,
y longitudinalmente, contacto entre los extremos de varilla es mantenido por el empuje de
atrás. Ellas se mueven longitudinalmente dentro de cada tubo, transmitiendo la energía de
perforación de la broca a la roca, mientras los tubos proveen la rotación. Tirones en las
varillas las previenen de resbalamientos durante manejo.
Gracias a el único sistema de amortiguamiento de doble culatazo desarrollado para uso
con COPROD, las varillas se mantienen en permanente contacto una con otra. Así ellas
pierden casi nada de energía
en sus uniones, y eficiencia de perforación es mantenida en virtualmente el mismo nivel
del inicio al final de la profundidad del taladro.
Flujo de aire introduce la broca vía canal central, la cual conecta a la superficie cilíndrica en
la broca. Una pequeña cantidad de aire, conteniendo una pequeña cantidad de aceite,
escapa vía los canales en el mandril y la broca y los lubrica. De esta manera el flujo de aire
viaja entre los lisos fuera de los tubos y la pared del taladro, proveyendo una constante
sección transversal, y condiciones ideales para los fines de perforación.

Durante operaciones de perforación, si la broca entra a una cavidad y se hunden los

canales del mandril de broca, el martillo siente esto y percusión es interrumpida. Rotación
es mantenida, sin embargo percusión se reinicia automáticamente cuando la broca
encuentra resistencia nuevamente.

Los resultados son un alto poder de impacto con mínimo desgaste. Aquí las otras pipas son
suavizadas y fluyen a lo largo de la longitud entera de la serie de perforación, esto hace
imposible que ocurra atascamiento. Experiencia práctica con COPROD ha sido
excepcionalmente buena. El método da buena economía global, particularmente en
producción a gran escala y cuando perforación es en fisura u otras maneras de demandas
de condiciones de roca.

COPROD ofrece únicas características para perforación de taladros rápidos y rectos. Y las
más problemáticas llegadas de terreno, el más incomparable sistema de perforación.
Fuente: Operaciones Mina Chalhuane

Imagen Nº 6: Barra con martillo en fondo.

La experiencia desde 1992 con el sistema original COPROD conduce a una segunda
generación lanzada el 2005 ofreciendo gran confiabilidad y larga vida.

2.8 Geomecánica y sostenimiento.

El control del terreno en los tajeos por subniveles merece especial atención en cuanto a
estabilidad debido a que las rocas encajonantes suelen presentar alteraciones y
fallamientos, donde el terreno presenta baja resistencia, influenciado por el buzamiento
del cuerpo mineralizado y las altas vibraciones que produce la voladura masiva.
Para controlar se emplean varias formas de sostenimiento:

 Sostenimiento con pernos largos.

 Sostenimiento con cables cementados.

 Sostenimiento con relleno.

 Sostenimiento con Shotcrete



Fuente: Área de mecánica de rocas Chalhuane

Imagen Nº 7: Dirección de las tensiones naturales

En un primer momento existe un equilibrio entre el cuerpo mineral y las cajas. El campo de
esfuerzos comienza a ser perturbado por las excavaciones de desarrollo.

Fuente: Área de mecánica de rocas Chalhuane

Imagen Nº 8: Desviación del sentido de las tensiones.

Ante un vacío se genera una nueva distribución de esfuerzos (inducidos), los que
comienzan a afectar las labores existentes, provocando desprendimientos, fallas por
tensión o en algunos casos estallidos de roca.
2.9 ESTABILIDAD DEBIDO A ESTRUCTURAS Y ESFUERZOS EN CAMARAS.
David Córdova Rojas, 1988, división de mecánica de rocas Instituto Geológico Minero y
Metalúrgico, “Mecánica de rocas aplicada a la mina Juanita”, Perú. Este informe técnico
analiza el diseño de cámaras y pilares; basándose en chequear el grado de su estabilidad de
dos maneras: debido a esfuerzos y debido a estructuras.
Para los pilares se determinaron los esfuerzos actuantes bajo el concepto de la teoría del
área tributaria y los resultados del análisis bidimensional de la distribución de esfuerzos en
pilares largos ejecutados por R.P. Hammett (Vancouver, Canadá) mediante un programa de
elementos finitos. Las relaciones resistencia / esfuerzo determinaron factores de seguridad
en el rango de 1,7 a 2,3.
Para las cámaras se utilizaron los resultados del análisis bidimensional de esfuerzos en
sección cuadrada, ejecutado por Bray, Hocking, Elissa y Hammett (Londres - Vancouver)
utilizando programas de elemento de borde.
Finalmente la influencia de las discontinuidades estructurales sobre la resistencia de los
mismos utilizando técnicas de proyección estereográfica, este análisis indicó que las
discontinuidades estructurales no influirían significativamente sobre la resistencia de los
pilares. Para las cámaras se realizó un análisis de cuñas en techos y paredes utilizando
también técnicas de proyección estereográfica, resultando más importante considerar
la estabilidad de los techos. Los resultados señalaron que los techos tanto de los tajeos
primarios y secundarios presentarían buenas condiciones de estabilidad. Existieron zonas
locales aisladas con problemas de estabilidad donde se recomendó una cuidadosa
inspección del techo, empleando pernos de roca y acortamiento de los paneles de
explotación. Como resultado de estos análisis se llegó a establecer las dimensiones de las
cámaras y pilares (14 m y 16 m respectivamente).
2.10 MODELAMIENTO NUMÉRICO.

Dr. Ahmed Ould, 2006, profesor de la Universidad de los Andes Ph.D. en matemáticas,
Universidad de Montpellier. Investigador en modelos no lineales Edp’s, Colombia. “El
método de elementos finitos en la industria”. Este documento explica los últimos avances
en informática que utiliza la programación del método del elemento finito y sus recientes
aplicaciones a la industria. En él se desarrolla el método de obtención de datos, como el
Módulo de Poison, UCS (Esfuerzo de Compresión Simple), orientación, determinación de
los esfuerzos principales, a través de herramientas computacionales, siendo el software
PHASES, útil en el modelamiento numérico, para analizar las condiciones de estabilidad del
macizo rocoso.

2.11 CLASIFICACIÓN RMR, Q BARTON EN EL ANÁLISIS DE ESTABILIDAD Maureen Carrillo,

Lepolt Linkimer, Albán Rodríguez y Héctor Zúñiga,
2002, “Clasificación geomecánica y análisis de estabilidad de talúdes del macizo rocoso
Coris”, Cártago, Costa Rica. En esta investigación desarrolla las clasificaciones
geomecánicas de RMR, Q’ BARTON, desenvolviéndose a través de mapeos de estructuras
(fallas y/o discontinuidades), utilizando la metodología Línea de detalle, para poder
determinar la clasificación del macizo rocoso, obteniendo parámetros como UCS, RQD,
propiedades de las discontinuidades (rugosidad, persistencia, alteración, apertura y
relleno), presencia de agua, permitiendo obtener su clasificación RMR; así como los
parámetros del número de sistemas de fisuras (Jn), rugosidad de las fisuras (Jr), alteración
de las fisuras (Ja), factor de reducción por agua en las fisuras (Jw) y el factor de reducción
de esfuerzos (SRF); involucrando además las propiedades físicas y mecánicas más
relevantes del macizo rocoso de la formación CORIS, posterior con la obtención de los
datos se analizó la estabilidad del talud a través del Software PC Slope V6.0.
2.12 CRITERIO HOEK – BROWN.

E. Hoek, C. Carranza - Torres, B. Corkum, 2002, “El criterio de rotura de Hoek - Brown –
edición 2002”, University of Minnesota, Estados Unidos. En el presente artículo el autor
desarrolla la teoría de Hoek y Brown explicando el cálculo de los esfuerzos efectivos s1’ y
s3’ al momento de rotura, y cálculo de los parámetros de mb, s, a , a través del uso del
índice GSI, una vez determinado estos parámetros se obtiene la resistencia de la
compresión uniaxial.
El criterio de rotura de macizos rocosos de Hoek - Brown es ampliamente aceptado y ha
sido aplicado en un gran número de proyectos a nivel mundial. Mientras que, en general el
criterio se considera satisfactorio, existen algunas incertidumbres e inexactitudes que han
creado inconvenientes en su implementación a modelos numéricos y a programas de
computación de equilibrio límite. En particular, la dificultad de encontrar un ángulo de
fricción y resistencia cohesiva equivalentes para un macizo rocoso dado, ha sido un
inconveniente desde la publicación original del criterio en 1980. Este artículo intenta
resolver todos estos problemas y establece una secuencia de cálculos recomendadas para
la aplicación del criterio de rotura. Un programa de computación asociado, denominado
“RocLab”, ha sido desarrollado con la finalidad de ser un medio conveniente de resolución
y graficación de las ecuaciones presentadas en este artículo. En este artículo se han tratado
diversos problemas prácticos y aspectos de incertidumbre en el uso del criterio de rotura
de Hoek - Brown. Se ha hecho lo posible por aportar un método riguroso y sin
ambigüedades para calcular o estimar los parámetros requeridos en el análisis.