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Minería En mina Marcapunta Norte – Sociedad Minera El Brocal (Perú)

Geomecánica del minado masivo tajeos por subniveles con pilares corridos La Sociedad Minera El Brocal, como parte del desarrollo de las operaciones de su mina de cobre subterránea Marcapunta Norte, ha realizado el estudio del método de minado tajeo por subniveles con pilares corridos para poder así incrementar la producción actual de 1.000 a 4.000 toneladas de mineral de cobre por día. De acuerdo al estudio geomecánico realizado se determinó implementar este método de minado conforme a las características geomecánicas del macizo rocoso del yacimiento. Como resultado de este estudio el dimensionamiento de los tajeos varía entre 7 y 10 m de ancho para las cámaras, 8 y 10 m de ancho para los pilares corridos, 19 y 30 m de altura de los tajeos y con longitudes de los mismos entre 30 y 53 m. La primera etapa del plan de minado comprende la extracción de los tajeos primarios (cámaras), la cual viene llevándose a cabo con resultados satisfactorios. La segunda etapa del plan de minado contempla la recuperación de los pilares de mineral (tajeos secundarios), para lo cual se realizó una nueva evaluación geomecánica, incluyendo el diseño de un sistema de relleno cementado. En este artículo se detallan los aspectos geomecánicos involucrados con los planes de minado mencionados. l yacimiento de cobre Marcapunta Norte estaba siendo explotado utilizando el método convencional de cámaras y pilares, y como parte de la ampliación de sus operaciones, Sociedad Minera el Brocal S.A.A tenía planeado incrementar la producción de 1000 t/día hasta 4000 t/día, con aportes de mineral de los Blocks 9303, 9368, 9478 y 9847. Para incrementar la producción de la mina Marcapunta Norte, se diseño y se puso en marcha el método de minado masivo tajeo por sub niveles con pilares corridos y recuperación de los pilares utilizando relleno cementado, cuya factibilidad técnica es presentada en este artículo.

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Palabras clave: CÁMARAS, CARACTERIZACIÓN, EXPLOTACIÓN,GEOMECÁNICA, MINA, PILARES, RELLENO, SUBNIVELES, SUBTERRÁNEO, TAJEOS.



Eder SALAZAR Dlanto, SDAD. MINERA El Brocal, S.A.A. ; y David CÓRDOVA ROJAS, DCR Ingenieros S.R. Ltda

Mina Marcapunta Norte Ubicación y acceso El proyecto minero Marcapunta Norte, está ubicado en el distrito minero de Colquijirca, políticamente se ubica en el distrito de Tinyahuarco, provincia de Cerro de Pasco, departamento de Pasco, Perú, entre las coordenadas (UTM): 8’811,271-N y 361,760-E, a una altitud de 4.300 msnm.

Geología estructural Durante el Paleógeno (Cenozoico Inferior), la región de Cerro de Pasco fue la receptora de una sedimentación continental detrítica y carbonatada. Estos sedimentos dieron origen a la Formación Pocobamba, conformada por los Miembros Cacuán (no observada en muestra zona de estudio) y Miembro Shuco y la Formación Calera. Estos depósitos se sitúan en una suerte de sinclinorio con cabalgamiento asociado, en una extensión de unos 35 km desde Goyllarisquizga por el NNW, hasta Colquijirca por el SSE. Estos sedimentos se hallan flanqueados al Este por un accidente regional: la Falla Longitudinal. La cuenca terciaria de Cerro de Pasco se situaría al NE de la Línea del Alto Mantaro (Mégard-1979). Este límite separa las altiplanicies sudoccidentales con predominio de pliegues de estilo abierto y con escaso acortamiento, del sector nororiental, en donde los pliegues son más apretados y asociados a numerosas fallas longitudinales.

Investigaciones básicas. Primera etapa del Plan de minado

Geología regional y local La historia geológica en el Distrito MineMinado [Figura 1].- Ubicación Geológica del distrito minero de La Mina Marcapunta Norte se venía exro de Colquijirca se inicia en el Triásico y Colquijirca. plotando por el método de minado Cárevela una sucesión de eventos de depósitos minerales, tectónicos y volcánicos con- tos mantos estarán constituidos por estas ca- maras y Pilares” cuadrados a un ritmo de protrolados por una estructura de dirección Norte- lizas silicificadas. Debajo de estas calizas se ducción de 1000 t/día, con una ley promedio Sur denominada Falla Longitudinal, que es una presentan brechas de la Formación Poco- de mineral de 2.7% de cobre. El ancho de las estructura muy importante de la región (Fig. 1). bamba (Miembro Shuco – Secuencia Conglo- cámaras era 9 m y de los pilares 6 m, teniendo De manera general los mantos mineraliza- merádica). Encima de las calizas se presentan una recuperación del orden 85 %. dos a ser explotados se encuentran localiza- margas y limoarcilitas de la Formación Calera. dos en las rocas de la Formación Calera, es- Hacia el Este de las zonas mineralizadas se Aspectos litológicos tando constituidos principalmente por calizas presentan dacitas pertenecientes al domo de En el área de estudio están presentes los siguientes tipos de rocas: silicificadas. La caja techo y la caja piso de es- diatrema.

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Minería • Mineral: Conformadas por rocas carbonatadas fuertemente silicificadas, siendo la mena principal la enargita rica en sulfuros (principalmente la pirita). • Rocas carbonatadas silicificadas: A las que generalizaremos como calizas, presentes en el entorno inmediato de los bloques mineralizados (caja techo, caja piso y costados). • Marga limoarcilita: Ubicada en la caja techo alejada. • Vulcanoclásticos: Ubicados en la caja piso alejada. • Las rocas que estarán directamente relacionadas con la explotación de los Blocks 9303, 9368, 9478 y 9847, son el mineral y las calizas. En el caso de la caja techo, las calizas por lo general forman un escudo entre el mineral y las margas limoarcilitas

Distribución de discontinuidades A partir de la data geomecánica acopiada mediante mapeo geotécnico de las excavaciones subterráneas y de los testigos rocosos de sondajes diamantinos, se determinó utilizando técnicas estereográficas que el arreglo estructural de la masa rocosa del yacimiento que en general está conformado por 3 sistemas de discontinuidades cuyos rumbos y buzamientos son: Sistema 1, N9°W/11°NE; Sistema 2, N8°W//80°NE; y Sistema 3, N87°E/82°NW. Ver Fig. 2.

Zonificación de la masa rocosa Para la aplicación racional de los diferentes métodos de cálculo de la mecánica de rocas, es necesario que la masa rocosa bajo estudio esté dividida en áreas de características estructurales y mecánicas similares, debido a que el análisis de los resultados y los criterios de diseño serán válidos solo dentro de masas rocosas que presenten propiedades físicas y

䡵 [Figura 2]

mecánicas similares, por lo que es importante la zonificación geomecánica de la masa rocosa del yacimiento, o lo que es lo mismo la determinación de dominios estructurales. Tomando en cuenta las características litológicas y de alteración de la roca, el arreglo o modelo estructural de la masa rocosa y la calidad de la misma, se ha elaborado la zonificación geomecánica del yacimiento Marcapunta Norte en las áreas de los blocks a ser explotados. Los resultados de la zonificación se pueden ver en la Fig. 2.

Resistencia de la masa rocosa Para estimar los parámetros de resistencia de la masa rocosa (resistencia compresiva, resistencia a la tracción, cohesión, ángulo de fricción, módulo de deformación y relación de Poisson), se utilizó el criterio de falla de Hoek& Brown (2002, 2007). Para ello se tomaron los valores más representativos de calidad de la masa rocosa (GSI),asimismo de la resistencia compresiva uniaxial y de la constante mi, ambas de la roca intacta, obtenidas en ensayos de laboratorio de mecánica de rocas.

Para la aplicación de este método es importante tener en cuenta las siguientes consideraciones: • El método es usado cuando el mineral y las cajas son competentes. • Alta mecanización. • Paredes estables. • Se requiere alta precisión en el diseño de la malla de perforación. Para Marcapunta Norte se considera la factibilidad de aplicación del método tajeo por subniveles ya que las condiciones naturales del yacimiento son favorables para ello. En las Figs. 3 a 7 se pueden ver los detalles del esquema método de minado propuesto.

Condiciones de agua subterránea En las áreas de estudio de Marcapunta Norte, no es muy significativa la presencia de agua subterránea, lo que se ha observado durante los trabajos de campo en las labores mineras en donde se ha realizado el mapeo geomecánico de la masa rocosa, han sido condiciones mayormente húmedas, en ciertos casos y en forma local se han observado condiciones de mojado a goteo; no hay evidencias de la presencia de nivel freático. Por estas características de presencia del agua subterránea, se espera que no haya influencia significativa sobre las condiciones de estabilidad de las excavaciones asociadas al minado.

䡵 [Fig. 3]

.- Vista en 3D del esquema del método de minado tajeo por subniveles con pilares corridos.

Esfuerzos in situ

.- Plano Geomecánico del área de Marcapunta

Norte.

Diseño geomecánico

La zona de la presente evaluación está relativamente a poca profundidad respecto a la superficie del terreno, por lo que se espera que los esfuerzos sean de magnitud relativamente pequeña. Se ha estimado el esfuerzo vertical a partir del criterio de carga litostática (Hoek & Brown, 1978), considerando que la profundidad promedio de las excavaciones varía de Sur a Norte de 90 a 120 m; según este criterio, el esfuerzo vertical in-situ resulta aproximadamente de 2.34 a 3.12 MPa. La constante k (relación de los esfuerzos horizontal a vertical) para determinar el esfuerzo in-situ horizontal, fue estimada utilizando el criterio de Sheorey (1994), según esto k varía de 0.9 a 1.1. 47 224

䡵 [Fig. 4]

.- Vista en planta del esquema del método de minado propuesto.

䡵 [Fig. 5]

.- Vista en perfil del esquema del método de minado propuesto..

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Minería

䡵 [TABLA I].- Dimensiones determinadas de los tajeos.

Dimensionamiento geomecánico del método de minado

䡵 [Fig. 6]

.- Variante del método de minado propuesto.

Para la determinación de la factibilidad de la aplicabilidad del método de minado tajeos por subniveles con pilares corridos, se desarrollaron los siguientes métodos de cálculo: Método Gráfico de Estabilidad, Cálculo Convencional de Cámaras y Pilares, Métodos Numéricos y Gráfico de Estabilidad de Pilares, los cuales se detallan acontinuación.

Método Gráfico de Estabilidad (MGE)

䡵 [Fig. 7]

.- Esquema de los pilares de protección de las galerías de extracción.

En general se contempla la construcción de labores mineras en desmonte (chimeneas de ventilación, rampas de acceso solo al piso del cuerpo mineralizado con secciones de 4 x 4 m, construcción de un subnivel de ataque de 4 x 4 m de sección que intersecta el cuerpo mineralizado en forma equidistante y la corta de caja a caja. Dentro del cuerpo mineralizado y a partir del sub nivel se avanzan galerías transversales a éstas y paralelas entre sí de sección de 4 x 4 m y espaciadas de acuerdo al dimensionamiento de los tajeos de cada sector, y con los pilares escudos de protección para no afectar la estabilidad de las galerías de extracción. Una vez terminadas las galerías en la base del cuerpo se construye una chimenea VCR que sirve como cara libre para la construcción del slot, a partir de las galerías se realizan las operaciones unitarias de perforación radial ascendente, la voladura de anillos, la limpieza y carguío de mineral y finalmente el transporte de mineral. Las dimensiones propuestas de las aberturas y pilares para la aplicación del método Tajeos por Subniveles se muestran en la Tabla I. En las zonas donde se ha minado por el método de cámaras y pilares cuadrados con banqueo del piso, hasta 3 cortes, y con alturas de cámaras y pilares de 12m, se considera una variante del método, dejando un pilar puente. Ver Fig. 6.

Potvin (1988), Potvin y Milne (1992) y Nickson (1992), siguiendo los trabajos iniciados por Mathews et. al. (1981), desarrollaron el MGE. La versión actual está basada en el análisis de más de 350 casos históricos recolectados de minas subterráneas canadienses, toma en cuenta los principales factores de influencia del diseño de tajeos abiertos. Información sobre la resistencia y estructura de la masa rocosa, los esfuerzos alrededor de la excavación, y el tamaño, forma y orientación de la excavación, es utilizada para determinar si el tajeo será estable sin sostenimiento, o inestable aún con sostenimiento. El método se adapta para dimensionar tajeos y para el sostenimiento con cablebolt. El procedimiento de diseño está basado en el cálculo de dos factores, N’, que es el número de estabilidad modificado, que representa la habilidad del macizo rocoso para permanecer estable bajo una condición de esfuerzo dado, y S, que es el factor de forma o radio hidráulico (área/perímetro), que toma en cuenta el tamaño y forma del tajeo, en este caso el tajeo está referido a las cámaras. Utilizando las dimensiones de las cámaras dadas en la Tabla 1, con el MGE se han determinado las longitudes de los tajeos o cámaras. Según los resultados obtenidos, para el Block 9303, la máxima longitud del tajeo es de 30 metros con sostenimiento. Para el Block 9368, la longitud máxima de tajeo es de 51 metros con sostenimiento. Para el Block 9478, la longitud máxima de tajeo es de 53 metros con sostenimiento. Para el Block 984, la longitud máxima de tajeo es de 47 metros con sostenimiento. El sostenimiento a aplicar es la instalación de pernos hydrabolt de 3 metros de longitud en las paredes y el techo de las galerías inferior y superior, y shotcrete de ser necesario. La secuencia del minado debe ser: primero abrir las 48 224

galerías a 4 m x 4 m, luego realizar los desquinches laterales, para posteriormente instalar el sostenimiento y luego realizar la perforación del banco en paralelo de ser posible, lo cual permitir realizar una voladura controlada adecuada que minimice el daño a los pilares.

Cálculo Convencional de Cámaras y Pilares El método convencional de diseño de cámaras y pilares corridos, consiste en determinar por un lado los esfuerzos actuantes sobre los pilares y por otro lado la resistencia que ofrecen éstos. La comparación de los esfuerzos actuantes y las resistencias disponibles, da el factor de seguridad. Este factor (resistencia/esfuerzo) deberá estar en el orden de 1.5 para el caso de las cámaras y pilares. Para la estimación del esfuerzo actuante en el pilar corrido (σp ), se utilizó el concepto de Teoría del Area Tributaria (Babcok et al.1981), que estableció Bunting (1911), siendo el primer autor en introducir este concepto. Por otro lado para la estimación de la resistencia del pilar se utilizó el criterio de Lunder y Pakalnis (1997), basado en observaciones del comportamiento de pilares en roca dura. Estos autores propusieron un método de estimar la resistencia de los pilares integrando los resultados de la teoría del área tributaria y de un análisis de elementos de borde, lo cual define una fórmula de confinamiento en el pilar, que concilia las expresiones altamente empíricas de resistencia de los pilares con aquellas derivadas de principios más rigurosos, basados en criterios convencionales de resistencia de la roca y el estado de esfuerzos y confinamiento que se desarrollan en un pilar. Según la aplicación de los criterios señalados, con las dimensiones de cámaras y pilares dadas en la Tabla 1, los factores de seguridad obtenidos estuvieron en el rango de 3.1 a 5.0, los cuales indican buenas condiciones de estabilidad de las cámaras y pilares.

Métodos Numéricos Con la finalidad de comprobar los resultados obtenidos con el Método Gráfico de Estabilidad y el Diseño Convencional de Cámaras y Pilares, se ha realizado una serie de simulaciones numéricas de los esfuerzos y deformaciones que ocurrirían en la masa rocosa remanente (pilares y corona) en cada una de las áreas de minado considerando la simultaneidad de las excavaciones y evaluar las condiciones de estabilidad tanto a nivel local y global de la mina. Para este propósito se utilizó el software de elementos finitos PHASE2 de RocscienceInc (2005). En la Fig. 8 se presenta a manera de

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Minería Recuperación de pilares Investigaciones básicas y análisis de diseño. Segunda etapa del plan de minado Para la segunda etapa del plan de minado, el cual comprende la recuperación de los pilares corridos, se ampliaron las investigaciones geomecánicas básicas, ampliando la data base de la información geomecánica del yacimiento, mediante el mapeo geomecánico de las labores subterráneas y de nuevos testigos [Figura 8].- Simulación del minado en la Sección de los sondajes diamantinos, y la ejecu586 del Block 9303. ción de una nueva campaña de muesejemplo una de las varias corridas realizadas treo rocoso y ensayos de laboratorio de mecácon este software. nica de rocas. En resumen, los resultados de la aplicación Toda esta data geomecánica condujo a tede los modelamientos realizados han indicado ner un mejor conocimiento de la calidad y recondiciones de estabilidad aceptables, con sistencia de la masa rocosa y de la zonificación las dimensiones de las cámaras y pilares mos- geomecánica del yacimiento, con lo cual se retradas en la Tabla 1. El factor de resistencia en alizaron nuevos análisis de diseño para los prolos pilares es del orden de 1.2 y los techos de pósitos de recuperación de los pilares corrilas cámaras alrededor de 1.3. dos. Los resultados de los análisis de diseño A fin de tener mejores condiciones de es- indicaron los siguientes aspectos relevantes: tabilidad local y global se recomendaron: vola• La necesidad de utilizar relleno cementado duras controladas para producir bajos niveles para la recuperación de los pilares corridos de daño a la masa rocosa, el sostenimiento de mineral, asimismo la necesidad de reade las bóvedas y hastiales de las galerías, y lizar un buen topeo del relleno al techo dejar un pilar escudo de 8 a 10 m cuando la para evitar problemas de hundimiento del longitud del tajeo supere los límites antes indimismo y subsidencia superficial. El hundicados. miento fue analizado utilizando el MGE. • El método recomendado para la recupeGráfico de Estabilidad de Pilares ración de los pilares corridos es tajeos por Para verificar también el diseño de las cámasubniveles con taladros largos previo relleras y pilares, se utilizó el Gráfico de Estabilidad no de los tajeos primarios con relleno cede Pilares desarrollado por Lunder (1994) en mentado. Los tajeos secundarios en este bases a observaciones realizadas en minas caso son los pilares de mineral a ser recucanadienses. Ver Fig. 9. perados. Se enfatiza que el principal propósito del relleno será sostener las aberturas minadas, previniendo el hundimiento del techo y la subsidencia superficial. Localmente debe mantener paredes autoestables cuando se extraiga el pilar de mineral contiguo. • Un adecuado topeo del relleno al techo permitiría una recuperación del 100 % de los pilares de mineral, sin embargo, por razones de seguridad se deben dejar pilares de mineral para el soporte complementario del techo, con ello se espera que la recuperación de los pilares esté en el rango de 80 % a 85 %. [Figura 9].- Gráfico de estabilidad de pilares. Según • Las condiciones geomecánicas Lunder, 1994. de la masa rocosa y los mecanisDe acuerdo a este gráfico los pilares de Mina mos de falla del terreno aconsejan contiMarcapunta Norte caen en la zona estable, con nuar utilizando los sistemas de sostenifactores de seguridad mayores que 1.4, lo cual miento que se vienen empleando en es adecuado para este tipo de estructuras. Marcapunta Norte: combinación de per-

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nos de roca tipo hydrabolts, malla y shotcrete. Se tiene ahora la ventaja de que estos sistemas de sostenimiento son mecanizados. Esto mejorará los estándares de control de la estabilidad del terreno y por ende la seguridad. Los requerimientos de la resistencia compresiva no confinada del relleno cementado fue estimado utilizando el criterio de Mitchell (1982, 1983), recomendándose resistencias del relleno cementado de 450 a 800 kPa para alturas de exposición de 20 a 30 m y longitudes de exposición del relleno de 30 a 50 m. El relleno de los tajeos secundarios será cementado, con bajo contenido de cemento (relleno cementado pobre) o en algunos casos especiales, previa evaluación, podrá usarse relleno no cementado. El relleno sin cementar ejerce cargas de cizalla o empuje lateral sobre el relleno cementado de los tajeos primarios contiguos, pudiéndose generar condiciones locales de inestabilidad potencial, por lo que hay que ver con cuidado este tema. Otra indicación del modelamiento numérico es que no es recomendable recuperar más de dos filas de pilares corridos, lo recomendable es recuperar hasta dos filas de pilares corridos y dejar in-situ un pilar de soporte del techo. Esto concuerda con los resultados de la aplicación del MGE para evaluar el posible hundimiento del techo. Recuperar dos filas de pilares seguidos significa una luz del techo de la excavación de 50 m si no se realizara el topeo del relleno al techo. El relleno cementado de los tajeos primarios por ningún motivo debe funcionar como pilar, porque aquí no se le ha diseñado para ello. Este caso ocurriría si se mina simultáneamente dos tajeos secundarios (dos pilares corridos) contiguos. El hecho de que el relleno cementado de un tajeo primario funcione como pilar, significa que la resistencia debe ser mucho más alta respecto a que funcione como pared auto estable. Será importante implementar un laboratorio de relleno cementado en la Mina Marcapunta Norte. El manejo de los controles de calidad del relleno cementado lo exige. Esta es una actividad netamente experimental, mediante el cual se puede optimizar el relleno cementado, mejorando la resistencia y disminuyendo el consumo de cemento.

Evaluación geotécnica del relleno Los materiales disponibles que pueden ser utilizados para el relleno cementado de Mina Marcapunta Norte son:

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Minería • Los relaves que actualmente produce la planta de beneficio y los relaves existentes que están en las relaveras. • Los materiales de desmonte de mina acumulados en los Botaderos Norte y Sur. • Los materiales gravosos de las canteras que se encuentran en el suelo de la meseta de Bombón, al que denominamos Unish. • Las escorias de la antigua fundición Smelter acumulados cerca de la bocamina de Mina Marcapunta Norte. En primer lugar se efectuó el muestreo de estos materiales y luego se les caracterizó mediante análisis y ensayos de laboratorio, desde el punto de vista mineralógico, físico y químico. Para el caso de los relaves se ha evaluado el CHF (Cemented Hydraulic Fill), con relaves solos y combinado con escorias y el relleno detrítico. Actualmente se está evaluando el PF (Paste Fill). Por otro lado se ha evaluado el CAF (Cemented Aggregate Fill) considerando el uso de los materiales de desmonte de mina y Unish. De estos tipos de relleno se han tenido varias combinaciones de muestras a partir de las cuales se han preparado varias mezclas, con diferentes porcentajes de contenido de cemento y agua, preparándose probetas de ensayos, con el cual se determinó en laboratorio la resistencia compresiva no confinadas de los diferentes tipos de relleno cementado a diferentes tiempos de curado. Ver ejemplo en la Fig. 10. Los resultados de las investigaciones sobre el relleno cementado han indicado que la alternativa viable por el momento es implementar en sistema de relleno cementado con agregados (CAF), si bien es cierto que el costo de este relleno es relativamente alto, sin embargo, el sistema de relleno puede ser implementado al corto plazo.

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Con el relleno CAF comenzaría la recuperación de los pilares de Marcapunta Norte, mientras se investigue la posibilidad de implementar otro sistema de relleno cementado de menor costo como podría ser el PF, el relleno hidraulico cementado. Como parte de los trabajos realizados se diseño una planta de relleno 3 CAF de 200 m /hora de producción, satisfaciendo los requerimientos de resistencia con aproximadamente 3.5 a 4 % de contenido de cemento.

Monitoreo de la estabilidad de las excavaciones Se han dado las especificaciones para que durante el proceso de la recuperación de los pilares corridos de Marcapunta Norte, se realice el monitoreo de las condiciones de estabilidad física local y global. La estabilidad local mediante mediciones de convergencia utilizando un extensómetro de cinta. Para el caso del techo de los tajeos, se debe monitorear el descenso del techo utilizando un extensómetro telescópico vertical. Para el caso de la estabilidad global, se debe instalar en superficie, encima de la mina, puntos de control de subsidencia (prismas), implementando para ello un sistema de monitoreo topográfico con estación total, cuyas mediciones se realizarían desde una o dos bases fijas instaladas en área estable fuera de la influencia del minado.

Conclusiones

• Se ha diseñado un método de minado que combina el uso del método convencional de “cámaras y pilares corridos” con el método tajeos por subniveles con taladros largos para la apertura de las cámaras, lo cual permite el minado masivo de yacimientos tipo mantos de gran potencia como Marcapunta Norte. • De acuerdo al estudio realizado es factible llevar a cabo el minado masivo de Marcapunta Norte con las dimensiones de las cámaras y pilares corridos propuestos. Asimismo, la recuperación de los pilares mediante un sistema de relleno cementado. • Este método de minado está actualmente en pilotaje y se viene observando resultados satisfactorios tanto en el control de estabilidad de las cámaras y de los pilares como en la eficiencia del minado. • El relleno cementado permite el control de la estabilidad local y global de la mina y una alta recuperación del yacimiento. • De las alternativas evaluadas, el sistema de relleno cementado con agregados (CAF) es el que en el cor[Fig. 10] .- Comportamiento del relleno cementado CHF. to plazo podría adaptarse mejor a 51 224

los requerimientos de la mina Marcapunta Norte, pudiéndose manejar adecuadamente las resistencias requeridas para la recuperación de los pilares. Para el largo plazo se están viendo otras alternativas de relleno cementado como el relleno en pasta (PF), el relleno hidráulico cementado.

Agradecimientos Los autores agradecen a Sociedad Minera El Brocal S.A.A. y DCR Ingenieros S.R.Ltda. por el apoyo brindado en la realización de este trabajo y por el permiso para su publicación.

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• Eder Salazar Dulanto Sociedad Minera El Brocal S.A.A. [email protected] • David Córdova Rojas DCR Ingenieros S.R.Ltda. [email protected]

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