Por: Guillermo Condori Ceron, Catalina Huanca Sociedad Minera; Raúl Castro Ruiz, Universidad de Chile, y Lenin Arancibia Guevara, BCTEC Ingeniería y Tecnología.

Resumen

Catalina Huanca Sociedad Minera es una mina polimetálica de una producción de 2,400 toneladas métricas diarias (TMD). Dentro de los planes de minado se tiene una zona mineralizada con 1,016 KTon de recursos de mineral (Mariela 4, Doña María Piso 6 y Melisa 3) con leyes medias de 10.8% de Zn y 2.6% de Pb, que aún no tenían un método de minado definido. El RMR de la zona mineralizada del cuerpo Melisa 3 está en el rango de 20 a 40, lo cual dificulta el minado con los métodos tradicionales (Corte y Relleno, Sublevel Stoping) al tener que sacrificar pilares de buen mineral para mantener la estabilidad de los tajos, en algunos casos las simulaciones de estabilidad no aseguraban los factores de seguridad óptimo para el minado de esa zona.

En vista de la dificultad del minado de la zona Melisa 3 es que se empezó a revisar las experiencias de la aplicación del método de Sublevel Caving (SLC), que no es común en Perú, por ende, se realizaron evaluaciones de estabilidad, recuperación de mineral, posibilidad de subsidencia a superficie y tasas de extracción de mineral, para analizar la aplicabilidad y beneficios del método en Catalina Huanca.

Las simulaciones y cálculos demostraron que el SLC era la mejor alternativa de minado de esta zona. Para poder afinar los parámetros utilizados en los cálculos se realizó un tajo piloto en un área adyacente (Mariela 4) con características representativas, para que la operación pueda capacitarse en la implementación del método y confirmar los parámetros de diseño utilizados.

En el trabajo se describe el resultado del tajo piloto extraído en Mariela 4 y la aplicabilidad del método de minado de SLC en Catalina Huanca, es decir, el diseño, planificación y análisis de estabilidad en el sector Melisa 3. 

Palabras clave: Sublevel Caving, RMR de 20 a 40, Análisis de Estabilidad.

Introducción

Antecedentes

La mina Catalina Huanca se ubica en la cordillera de los Andes, en la región central del Perú. Pertenece al distrito de Canaria, provincia de Víctor Fajardo, región Ayacucho, a una altitud de 3,500 msnm. En la Figura 1 se muestra la ubicación de la unidad minera.

Catalina Huanca ha explotado cuerpos emplazados en rocas sedimentarias (calizas, conglomerados y areniscas) con RMR que van de 40 a 60, los cuales han sido explotados con métodos convencionales de Room and Pillar y Sublevel Stoping. El 2021 se encontraron tres cuerpos semihorizontales superpuestos, los cuales generaron los recursos indicados en la Tabla 1 (el 90% de estos recursos son de categoría medidos o indicados).

La característica principal de estas estructuras es que están emplazadas en una zona estructural débil que engloba a tres tipos de roca (caliza, conglomerado y arenisca), los cuerpos de mineral y sus cajas (techo y piso) poseen un rango de RMR que esta entre 20 y 40 (Melisa 3 y Doña María Piso 6), como se muestra en la Figura 2. En las experiencias pasadas Catalina Huanca ha explotado zonas con RMR entre 40 y 45 con Room and Pillar, pero no ha explotado mineral con RMR bajos con los métodos mencionados.

Problema

Se tiene 1.06 millones de toneladas de recursos con buena ley de zinc y plomo, que por las evaluaciones iniciales no pueden ser explotados con los métodos habituales de la mina Catalina Huanca, manteniendo los factores de seguridad de estabilidad y asegurar una recuperación aceptable del mineral.

Objetivo

Implementar el minado por Sublevel Caving a la zona Melisa 3 después de las evaluaciones y diseños correspondientes.

Alcance

Para la implementación del método de minado de Sublevel Caving se establecieron las siguientes etapas:

ν Realizar el trade off del método de minado.

ν Definir el diseño minero de Sublevel Caving.

ν Plan de minado y evaluación económica.

ν Modelamiento numérico geomecánico en 3D para evaluar la estabilidad.

ν Recomendar la fortificación para el método de minado.

Evaluación del Sublevel Caving

Elección del método de minado

En primer lugar se realiza una comparación de métodos de minado, a través del mecanismo de Nicholas (1981). Esta metodología se basa en darle una puntuación en base a las siguientes características:

ν Factor A: características del yacimiento. Forma, potencia, manteo y distribución de leyes.

ν Factor B: características relacionadas a la competencia de la roca mineralizada, espaciamiento y tipo de relleno de fracturas.

ν Factor C: características relacionadas a la competencia de roca colgante, espaciamiento y tipo de relleno de fracturas.

ν Factor D: características relacionadas a la competencia de roca piso, espaciamiento y tipo de relleno de fracturas.

En la Tabla 2 se muestra el ranking de los métodos de minado para la zona Melisa 3 y Doña María Piso 6.

Este análisis mediante la metodología de Nicholas (1981) arroja que el minado Sublevel Caving es el más factible de realizar, debido a las características geométricas, geomecánicas y de costos. Pero para implementar el método se debe diseñar, planificar y evaluar su estabilidad con mayor detalle, pasando previamente por la implementación de un tajo piloto.

Tajo piloto

Con el objetivo de evaluar la idoneidad del uso del método de minado, Catalina Huanca realizó un tajo piloto en Mariela 4. Este fue minado y se registró que área abierta, con un radio hidráulico de 6 m, fue suficiente para generar hundimiento, lo cual se condice con el comportamiento que reflejaba el modelamiento numérico, como se muestra en la Figura 3.

La operación llevó un control exhaustivo de la perforación, tronadura y extracción de mineral para controlar la estabilidad y la propagación del hundimiento, evitando posibles riesgos de airblast. En la Figura 4, se muestra parte del control operacional que se realizó para la correcta extracción del tajo piloto.

Definición del diseño minero Sublevel Caving

La definición del diseño minero se basa en un benchmark realizado en operaciones de SLC similares a Catalina Huanca y a un análisis de flujo de mineral en SLC.

Para definir el diseño minero se define lo siguiente:

ν Tipo de diseño.

ν Distancia entre niveles.

ν Distancia entre galerías.

ν Número de niveles.

ν Número de galerías en el mismo nivel.

Tipo de diseño

Se define un diseño tipo Abanico, dado que es de menor altura y pretende lograr una completa interacción del flujo de mineral en un nivel de extracción, como se muestra en la Figura 5.

Distancia entre niveles

Se utiliza la metodología de Kvapil (1982), para obtener la distancia entre niveles, se establece la siguiente relación:

Donde:

Ht: altura total máxima a perforar más la altura de galería. Considerando 76 mm diámetro del equipo de perforación, se alcanza un largo máximo de perforación de 22.5 m, dato de terreno.

Hg: altura de la galería: 4m x 4m, de acuerdo al benchmark realizado para minas de condiciones similares.

Entonces:

Distancia entre niveles

Distancia entre galerías

En base a la metodología de Kvapil (1982), la distancia entre galerías de un mismo nivel considera lo siguiente:

ν Geometría del punto de extracción.

ν Fragmentación esperada.

ν Asegurar la interacción de las zonas de movimiento.

Se determina que, en términos de flujo gravitacional, la distancia entre galerías recomendada puede variar entre los 10 a 14 m. Se realizó un análisis comparativo entre ambos diseños, donde se escogió la opción de 14 m entre galerías, pues permite tener una buena interacción de flujo gravitacional, además de contar con un pilar mayor, lo cual genera una mejor estabilidad, en esta condición de roca regular a mala.

Número de niveles y calles por nivel

En una primera aproximación, basada en la distribución de la mineralización se establecen seis niveles, uno en Mariela 4 (Tajo 520) y cinco en los cuerpos Melissa 3 y Doña María Piso 6, como se muestra en la Figura 6. En esta se puede apreciar los pilotos 1, 2 y 3, que son unidades de extracción de prueba del método de SLC, que indicaron que la roca tenía buena hundibilidad y aseguraron la aplicabilidad del método.

En la Tabla 3 se muestra los datos por nivel en el diseño preliminar.

Método de minado dado el diseño minero

En la Figura 7 se muestra un esquema del método de minado para el sector Melisa 03 en Catalina Huanca. Se aprecian dos instantes de la operación minera, a la izquierda, el periodo donde solo se considera la extracción del nivel Mariela 4 y, a la derecha, se muestra un momento más avanzado en el cual ya se está extrayendo desde el nivel 2,763, lo que implica un volumen de caving más extenso tanto en el área basal que abarca como en la altura que alcanza, conectando con el caving generado por la extracción del nivel 2,854 de Mariela 4.

Evaluación del plan de producción

FlowSim SLC

En esta etapa, además de definir el plan de producción, se refina el diseño minero en términos de número de niveles y de calles por nivel. Para realizar este análisis se utiliza FlowSim SLC.

FlowSim es un simulador de flujo gravitacional, aplicado a operaciones subterráneas explotadas por métodos de Sublevel Caving desarrollado por BCTEC, el cual ha sido validado mediante experimentos de laboratorio y aplicaciones a escala mina (Valencia, 2013; Fuentes, 2015; Castro et al., 2006, 2018). FlowSim SLC considera una secuencia de abanicos o rings de extracción, que constituyen la unidad básica de explotación en minería de Sublevel Caving y permiten la creación de planes de producción mediante la incorporación de criterios de planificación. 

En la Figura 8, se muestra una simulación de flujo gravitacional en FlowSim SLC para Catalina Huanca en Melisa 3, donde se aprecia la evolución del flujo con el plan de producción para la extracción de los diferentes niveles, pudiendo así estimar el tonelaje extraíble, leyes extraíbles y la recuperación minera. Este tipo de visualizaciones permiten estudiar la evolución del flujo y determinar posibles zonas remanentes de mineral. 

Refinación del diseño minero y 

elaboración del plan de producción

Para elaborar un plan de producción se deben definir algunos criterios geomecánicos y de planificación ajustados al método de minado que se quiere implementar. En este caso, los criterios aplicados son:

ν La extracción se realiza por nivel de manera descendente. En un mismo nivel, la secuencia de extracción por abanico es en forma de V comenzando por la calle central, avanzando en dirección hacia el by pass, como se indica en la Figura 9.

ν El tonelaje estimado por abanico es de 1,250 toneladas, con una extracción mínima de 400 toneladas.

ν Para los niveles de Melissa 3 y Doña María Piso 6 se evaluaron planes permitiendo extraer hasta un 150% del tonelaje del abanico.

ν El ritmo de extracción es de 420 tpd durante los primeros seis meses, ascendiendo a 720 tpd a partir del séptimo mes, sin superar las 400 tpd por abanico.

ν El NSR de corte para enviar el mineral a planta es de 40 US$/t, mientras que el NSR de corte para enviar el mineral a stock es de 30 US$/t.

Uno de los grandes cambios del diseño a evaluar es la construcción del nivel 2,811 (Figura 6), pues se encuentra en un entorno complejo en términos geomecánicos lo que podría significar problemas de seguridad, mayores gastos, o retrasos en la construcción o producción del nivel, entre otros. La segunda observación que dio lugar a estas cuatro alternativas de diseño fue estudiar la incorporación de un nuevo by pass en el nivel 2,795, el que se encuentra 22 metros más atrás del by pass actual, como se observa en la Figura 10, con el fin de aumentar la recuperación de recursos en este nivel.

La combinación entre ambas observaciones generó los cuatro diseños que se indican en la Tabla 4. Para cada uno de estos diseños se obtuvo un plan de producción optimizado y se comparó en términos de beneficio y recuperación de recursos. Cabe destacar que los resultados de tonelaje, dilución y NSR provienen de las simulaciones de flujo en FlowSim SLC.

El diseño es el D, pues maximiza la recuperación y tonelaje, minimizando los desarrollos a realizar. El plan de producción contempla un nivel en Mariela 4 (Nivel 2,854) y cuatro en Melisa 3 y Doña María Piso 6, totalizando 2,100 metros de desarrollos y 561 abanicos de extracción. En la Figura 11, se muestra una comparación entre la propuesta de diseño inicial (con 5 niveles en Melisa 3) y el diseño final optimizado al que corresponde el plan de producción presentado (con cuatro niveles en Melisa 3).

Evaluación y propagación del caving

Una de las preocupaciones claves para la implementación de un método de hundimiento en Catalina Huanca, es poder garantizar que este no llegue a superficie y que el pilar corona formado entre la cavidad hundida y la superficie sea estable.

Para estimar la propagación del caving se utilizaron las siguientes metodologías:

ν Modelamiento 2D, con la metodología planteada por Flores (2004).

ν Modelamiento de flujo gravitacional con FlowSim SLC.

ν Evaluación de la estabilidad del pilar corona mediante la metodología propuesta por Carter (2014), la cual es recomendada por el Ministerio de Energía y Minas del Perú (2017).

Estimación de la propagación del caving 

Se estimó la propagación del caving, para ello se hicieron estimaciones utilizando un modelo numérico (Flores, 2004) y simulaciones de flujo en FlowSim SLC, lo que entregó como resultados que la propagación del caving debiese ocurrir hasta los 400 a 550 m desde el primer nivel de Melissa 3 (cota 2,795). Para controlar que se cumplen los supuestos de la estimación se instalará instrumentación para medir la propagación del caving. La medición será mediante TDR y se medirá la sismicidad.

Evaluación de estabilidad del pilar corona

La metodología de Carter (2014) relaciona la geometría del pilar corona (a través del concepto del ancho escalado) con la calidad de la roca. Considerando que la calidad de la roca mejora en altura (más cerca de la superficie), donde se tienen valores de RMR entre 45 a 55 y el ancho escaldo (Cs) es de 2.1 m, con esto el pilar corona quedaría en la zona estable con una baja probabilidad de desplome, como se indica en la Figura 12.

Modelamiento numérico 3D para SLC 

Luego de definir el diseño minero y el plan de producción, se evaluó la estabilidad de los pilares en la zona del SLC. Para este análisis se realizó una simulación en un modelo 3D en el software de elementos finitos RS3, para determinar la magnitud de los esfuerzos inducidos, halos de influencia de esfuerzos y el factor de seguridad.

Datos de entrada para modelamiento numérico 3D 

Para esta simulación se considera:

ν Condición de esfuerzos in situ, los cuales fueron estimados durante la realización de la ingeniería (USACH, 2023).

ν Modelo geológico-geotécnico: la empresa ha realizado al menos cuatro campañas de sondajes para estimar las propiedades de la roca. Estas propiedades fueron incluidas en el modelo numérico.

ν Diseño minero: se consideró el diseño de cinco niveles para la extracción mediante Sublevel Caving, además se consideró la infraestructura critica de Catalina Huanca, como el túnel sur, la rampa de integración 3050, rampa de integración 2750 y galería de exploración que se muestran en la Figura 13.

ν Plan de producción y secuenciamiento: se consideró el plan de producción con el secuenciamiento de la extracción de la zona de Sublevel Caving.

Resultados del modelamiento numérico 3D 

En Mariela 4 se estiman los esfuerzos principales mayores (σ₁), donde estos no debiesen superar los 72 MPa, y en varias zonas se presentan valores entre los 37 a 50 MPa, como se muestra en la Figura 14. Cabe destacar que este nivel está caracterizado por la presencia de conglomerado con una resistencia de 100 MPa, por lo tanto, la resistencia a la compresión de la roca no está siendo sobrepasada por los esfuerzos inducidos, sin embargo, el control en el sostenimiento debe ser riguroso.

En los niveles de Melisa 3, los valores medios para el esfuerzo principal (σ₁) están en el orden de los 40 MPa con algunas zonas donde este valor aumenta a unos 52 MPa, como se muestra en la Figura 15. Cabe destacar que esta zona está caracterizada por la presencia de la unidad arenisca, la cual tiene un UCS de 78 MPa.

Respecto al factor de seguridad, se calcula en base a la envolvente de falla de Hoek-Brown (Hoek et al., 2002). En la Figura 16 se observa la distribución del factor de seguridad (FS) calculado en el primer nivel de Melisa 3 (cota 2,795 msnm) para un estado de extracción inicial y final. A partir de esta figura se determina que inicialmente los FS se encuentran sobre 1.7 y al extraer los abanicos de explotación se aprecia que los FS disminuyen hasta 1.3 en el frente, mientras que el sector del bypass se mantiene en 1.7.

A partir de este análisis se observa, que al encontrarse en un estado donde no ha iniciado el proceso de extracción, las galerías se encuentran estables. Por otro lado, cuando los esfuerzos se concentran en el frente de producción, debido al proceso de extracción, se aprecia que los factores de seguridad están en el orden de 1.3, por ende, se concluye que el diseño seria estable en todos los lugares y momentos del plan de producción. 

Fortificación en zona de SLC 

Dada las condiciones de calidad de roca y los esfuerzos de Catalina Huanca, se determina el sostenimiento necesario en base a una metodología hibrida (Wattimena, 2003), que combina el modelamiento numérico para determinar los esfuerzos inducidos con ábacos empíricos (Barton, 1988). Además, se incorporó la experiencia en minas de caving en otros partes del mundo.

La fortificación se basa en el uso de:

νShotcrete: se aplica revestimiento en las paredes y techos, en “roca viva”, además se agrega un revestimiento adicional sobre la malla de acero para proporcionar una capa protectora adicional y mejorar la estabilidad del sector.

νPernos: se recomienda el uso de pernos helicoidales, pues permiten un mejor sostenimiento para uso definitivo.

νMallas de acero: en minería afecta a deformaciones, se recomienda en mayor medida el uso de malla tejida o eslabonada, lo que permite contener de mejor forma las posibles deformaciones, dado que esta malla funciona de forma colaborativa, distribuyendo la carga puntual en nodos vecinos.

νSistemas de anclaje con cable: este tipo de fortificación se utilizará en áreas particulares que estén afectas a la zona de falla.

Se recomienda dos tipos de sostenimiento, dependiendo de la zona de los niveles productivos, como se muestra en la Tabla 5 y Figura 17.

Conclusiones

1. Los métodos de hundimiento, en particular el Sublevel Caving, no son de uso común en Perú, dada las condiciones de los yacimientos, esto se suma a situaciones particulares que dificultan la posibilidad de conectar el hundimiento con superficie, pues existe presencia de comunidades. Una experiencia es la de Yauricocha como SLC. 

2. Catalina Huanca, perteneciente a Trafigura, es en este sentido una de las pioneras en implementar el método de SLC. Esto se da luego de un estudio detallado de la aplicabilidad del método, en los cuerpos mineralizados Mariela 4, Melisa 3 y Doña María Piso 6. Este método de minado es recomendable en estos cuerpos, dadas las características geotécnicas, geometría, la condición de esfuerzos, los costos y recuperación. Para evaluar la idoneidad del método en las condiciones de Catalina Huanca se diseñó y se extrajo un tajo piloto en Mariela 4, el cual pudo ser extraído y ha generado una propagación controlada del hundimiento.

3. Se recomienda que la metodología acá expuesta pueda ser replicada en otros proyectos, utilizando como base un sustento teórico de diseño (modelamiento numérico FlowSim SLC y RS3) e implementación en tajos pilotos, que permitieron darle el mayor valor al proyecto con altos estándares de seguridad e integridad de la estabilidad física.

Agradecimientos 

Extendemos nuestro sincero agradecimiento al personal de la empresa Catalina Huanca por proporcionar los datos de entrada, así como ímpetu y entusiasmo en implementar el método de minado, especialmente de Jonhy Orihuela, Gorki Román, Hernán Pantaleón, Jesús Ascarza, Gustavo Cruzado y Jorge Poma. Además, nos gustaría expresar nuestra gratitud al Equipo BCTEC, específicamente a Pablo Álvarez, Alejandro Espinosa, Brandon Flores, Rodrigo Lazo y Marcelo Ávila, por su colaboración y apoyo.

Bibliografía

Barton, N. 1988. Rock mass classification and tunnel reinforcement selection using the Q-system. In Rock classification systems for engineering purposes. ASTM International.

Castro, R. 2006. Study of the Mechanisms of Gravity Flow for Block Caving, PhD thesis, The University of Queensland, Brisbane.

Castro, R., Arancibia, L., Guzman, D., Henriquez, JP. 2018. Experiments and simulation of gravity flow in block caving through FlowSim. In Caving 2018: Proceedings of the Fourth International Symposium on Block and Sublevel Caving, pp. 312-322.

Carter, T; Castro, L. 2017. Guía para la evaluación de la estabilidad de los pilares corona. Dirección general de asuntos ambientales mineros, República de Perú, Ministerio de Energía y Minas.

Carter, T. G. 2014. Guidelines for use of the scaled span method for surface pilar corona stability assessment. Ontario Ministry of Northern Development and Mines, Ontario, 1-34.

Flores, G. 2004. Rock mass response to the transition from open pit to underground cave mining. PhD Thesis. University of Queensland. 

Hoek E., Carranza-Torres C. & Corkum B. 2002. “Hoek-Brown failure criterion – 2002 Edition”. Proceedings of the 5th North American Rock Mechanics Symposium and 17th Tunneling Association of Canada Conference. 

Kvapil, R. 1982. The mechanics and design of sublevel caving systems. Underground mining methods handbook, p. 880-897. 

Nicholas. 1981. Method selection – A numerical approach. Design and operation of caving and sublevel stoping mines, pp. 39-53. 

USACH. 2023. Informe técnico: Determinación del tensor de esfuerzos #1 y #2 mediante emisión acústica y análisis tasa de deformación.

Valencia, M. 2014. Desarrollo e implementación de FlowSim para su aplicación en minería de Block/Panel Caving. Memoria de Título, Universidad de Chile.

Wattimena, R. 2003. Designing undercut and production level drifts of block caving mines. PhD thesis, University of Queensland.