Ingeniería Geomecánica: Diseño de Caserones y Pilares para la Estabilidad en Minería Subterránea

1. Antecedentes Geológicos y Geomecánicos

1.1. Antecedentes Geológicos

Con los antecedentes geológicos recabados mediante campañas de sondajes y de los propios laboreos, se realiza un estudio geológico que entregará información sobre el cuerpo mineralizado. Con esto, se determinan las características para el dimensionamiento de los caserones y labores, que incluyen dimensiones y orientación basadas en la información que se obtendrá del cuerpo mineralizado. Otra información importante que se obtiene a partir de estos sondajes son las estructuras geológicas presentes en el sector, que determinarán la ubicación y orientación de las labores.

El estudio geológico entrega información detallada sobre el manteo, rumbo y distribución de las leyes del cuerpo mineralizado, así como del tipo de roca encajadora y del grado de alteración de estas.

Fases de Reconocimiento Geológico

La primera fase de reconocimiento consiste en recabar información geológica mediante la perforación de sondajes del tipo diamantino (HQ), en una malla que cubre aproximadamente 50 metros entre sus extremos. Con esta información geológica obtenida, se estimará el cuerpo mineralizado, su forma, ubicación y la distribución de las leyes en él.

En una segunda fase de reconocimiento, para completar los datos obtenidos en la primera etapa, se realizan sondajes denominados Infill, con los cuales se realizarán las trazas finales de los cuerpos mineralizados y, además, aportarán los datos necesarios para realizar una estimación de la ley del volumen a extraer y de los beneficios que este dará.

Para obtener información más detallada, el área de geología realiza mapeos en terreno, en los cuales se determina la litología del lugar, datos característicos de las principales estructuras geológicas como fallas y diaclasas, y el grado de alteración del macizo rocoso.

1.2. Antecedentes Geomecánicos

Una vez realizado el estudio de los datos geológicos, se realiza una caracterización geomecánica que entregará la información necesaria para determinar si las condiciones de las estructuras geológicas son favorables o desfavorables para el laboreo y si la calidad de la roca es buena o mala como para fortificar o clausurar una zona de la mina.

El área de geomecánica realiza laboreos y mapeos en los sondajes de reconocimiento para poder determinar las características geomecánicas del macizo rocoso. Estos mapeos geomecánicos consisten en el estudio en terreno de las principales estructuras geológicas presentes en el sector de estudio. Con esto, se hace un levantamiento que indicará su inclinación, orientación, potencia y extensión para poder determinar la influencia que tendrán en la estabilidad de las labores.

El mapeo geomecánico consiste en el estudio en terreno de las principales estructuras geológicas presentes en los laboreos, su orientación y manteo, además de la observación minuciosa de detalles como la separación de estructuras, relleno y tipo de relleno entre las estructuras, rugosidad, dureza y alteración de la roca.

2. Diseño de Unidades de Explotación

2.1. Disposición Espacial de Sectores de Explotación

La disposición espacial y dimensiones de las envolventes económicas son de suma importancia para el diseño de la mina, pues tal disposición y dimensiones entregarán un patrón geométrico para el diseño de las unidades básicas de explotación (UBE). Una vez realizado el diseño, se ubican los sectores de explotación en la envolvente económica buscando maximizar la recuperación, para lograr extraer la mayor cantidad de finos posible de la envolvente económica ajustándose a su configuración.

2.2. Diseño de Caserones (Stopes)

Definición de Caserones

Un caserón en minería se define como una excavación que es utilizada como unidad básica de explotación (UBE) con o sin entrada de personal, de las cuales se extrae mineral en el método Sub Level Stoping. En algunos casos, estos caserones son rellenados con material estéril. Consiste en una cavidad realizada con la finalidad de extraer un cuerpo mineralizado o parte de este.

Envolvente Económica y Diseño de Caserones

Los caserones deben ajustarse a la forma de la envolvente económica con el propósito de maximizar la recuperación de mineral y reducir la dilución.

Los caserones son diseñados para adaptarse a condiciones específicas del lugar, incluyendo:

• Geología local.
• Geometría de la mina.
• Secuencia de producción.
• Capacidades técnicas de equipos y servicios disponibles.

Se diseñan para minimizar la dilución y maximizar la recuperación.

El caserón debe contar con las dimensiones apropiadas, es decir, las dimensiones de sus lados no deben exceder las máximas permitidas, para no comprometer su estabilidad.

• Debe asegurarse la estabilidad de las cajas para evitar dilución.
• Debe definirse el tamaño del caserón para evitar que colapse.

Al momento de realizar el diseño de los caserones de una mina subterránea, se deben tener presentes varios parámetros, como son:

• Geología.
• Geometría.
• Macizo rocoso.
• Estructuras de debilidad.
• Continuidad.
• Estabilidad: Hundibilidad/estabilidad.
• Distribución de la ley.
• Dilución planeada y no planeada.
• Restricciones externas e internas.
• Ritmo deseado.

Influencia de la Tecnología en el Diseño de Caserones

Los diseños de los caserones se ven usualmente influenciados por la tecnología disponible para perforación y voladuras, incluyendo equipo, productos, técnicas y capacidades técnicas. Es muy importante asegurar que el diseño y planes de extracción de un caserón estén basados en capacidades de perforación y voladura ya probados. Esto requiere que el personal con experiencia en perforación y voladura esté involucrado en todas las fases de planificación, diseño y programación.

La tecnología podría cambiar durante la planificación y desarrollo de los caserones grandes, pero es poco aconsejable diseñar los caserones basándose en equipo, productos o técnicas que no están disponibles o no han sido probados todavía.

3. Métodos Empíricos para la Estabilidad del Diseño de Caserones

3.1. Generalidades de los Métodos Empíricos

La necesidad de contar con una herramienta o metodología de diseño que incorpore todos los factores geológicos, geotécnicos y geométricos resulta entonces clave en el negocio minero. El primer autor en proponer una metodología de diseño empírico fue Mathews et al. (1981), la cual consistía en relacionar una medida de la calidad del macizo rocoso en un contexto minero con una medida de superficie de las paredes para predecir su estabilidad. La base de datos que utilizó contenía 26 casos de estudio de tres minas diferentes. Posteriormente, Potvin (1988) modificó ciertos parámetros de entrada del método empírico y amplió la base de datos a 175 casos de estudio para 34 minas diferentes.

Nickson (1992), Hadjigeorgiou (1995), Stewart (1995), Trueman (2000) y Mawdesley (2001) han dedicado su trabajo a ampliar la base de datos y proponer nuevos ajustes tales como agregar soporte, modificar o incluir nuevos factores y utilizar herramientas estadísticas para delimitar las fronteras del gráfico.

Dado que se trata de modelos empíricos, estos están limitados a ser usados en las condiciones geotécnicas, geológicas y mineras en las cuales las bases de datos fueron adquiridas. A su vez, existen casos en donde los métodos actuales no son capaces de integrar todos los posibles escenarios en los cuales se requiere construir la(s) excavación(es).

Ventajas de los Métodos Empíricos

Los métodos empíricos, pese a su simplicidad, siguen siendo herramientas poderosas de diseño. En muchos casos, entregan respuestas más acertadas que modelos o métodos de mayor sofisticación. Las grandes ventajas son las siguientes:

• Se basan en índices de calidad de rocas relativamente fáciles de estimar.
• Cuentan con una extensa experiencia asociada a las diferentes calidades de rocas, obtenida de muchas minas o excavaciones.
• Han demostrado, en su aplicación, que las recomendaciones de diseño son acertadas.
• Siempre es posible ajustar las recomendaciones según la propia experiencia observada. En general, estos métodos han sido dinámicos, ya que se enriquecen con nuevas experiencias.
• Es posible hacer diseños aun sin contar con una base de datos tan exigente y completa como en el caso de modelos numéricos. Sin embargo, mientras mayor y más completa sea la base de datos, mejores serán las recomendaciones de diseño.
• Sirven además como un método de comparación y/o evaluación de métodos alternativos de diseño, incluyendo a los modelos numéricos.

Desventajas de los Métodos Empíricos

Se podría decir que una desventaja es que con el método empírico se pueden estimar los tamaños de los caserones, pero no el tamaño de los pilares o puentes, aunque en el último tiempo en tesis doctorales se proponen nuevos modelos empíricos de diseño.

3.2. Gráficos de Estabilidad

El método del gráfico de estabilidad es un método empírico simple, el cual tiene como idea principal que el tamaño de una superficie pueda ser relacionado con la competencia del macizo rocoso para predecir su estabilidad (Mawdesley, 2002).

En el eje vertical se tiene una medida de la calidad del macizo rocoso en un contexto minero. Esto se refiere a que la clasificación del macizo rocoso utilizada debe ir acompañada de los factores mineros más influyentes, estos se denominan factores de ajuste.

En el eje horizontal se tiene una medida de la geometría de la excavación. Una forma de medir esta geometría expuesta, y probablemente la más utilizada, es el radio hidráulico que queda definido según la ecuación:

En su primera versión, el gráfico contaba con 26 casos; la última base de datos adquirida cuenta con 485 casos provenientes de distintas minas de diferentes países. La definición de la estabilidad del caserón es cualitativa en el sentido que cuando los autores adquirieron la información definieron las características que debían cumplir los caserones para ser clasificados como tal.

3.3. Método Gráfico de Estabilidad de Mathews

Este es un método empírico para diseñar tajeos abiertos propuesto por Mathews (1981), y modificado por Potvin (1988) ingresando una mayor cantidad de datos de campo, siendo aceptado en la industria. El gráfico de estabilidad relaciona un número de estabilidad, N, al radio hidráulico de la superficie del tajeo estudiado.

El método ha sido sujeto de un reciente trabajo por Nickson (1992), Hadjigeorgiou y Leclair (1994). Durante los últimos tres años, una extensa recolección de datos fue tomada. En el gráfico de estabilidad geomecánica mejorada se tiene una base de datos de 228 casos documentados de tajeos sin soporte y 163 casos documentados con instalación de cable bolting. La base de datos superior ha permitido una revalidación cualitativa y cuantitativa de las líneas de estabilidad gráfica. Si bien las líneas de diseño han sido refinadas, el método es considerado una herramienta de diseño válida.

El método gráfico de estabilidad, por lo tanto, es subjetivo (i.e., «stable» versus «cave») y requiere el uso de valores cuantificables; el grado preciso de conservación inherente es desconocido. De otro modo, el método refleja «una práctica corriente», la cual puede haber sido influenciada por prácticas locales, peculiaridades de la geología y peculiaridades que no constituyen necesariamente una metodología de diseño óptimo.

Aplicación del Método de Mathews

El método gráfico de estabilidad de Mathews es una técnica ampliamente usada en el proceso de diseño de caserones o cámaras para definir las dimensiones de unidades de explotación en cuerpos tabulares.

El método es aplicado a través de factores de diseño de caserón, usando información acerca de los esfuerzos del macizo rocoso y estructuras, los esfuerzos alrededor de la abertura y el tamaño, forma y orientación de la abertura, para determinar cuándo el caserón será estable sin soporte, estable con soporte o inestable aun en caso de soporte.

El método consiste en la determinación del “Stability Number N”, parámetro que depende de la calidad del macizo rocoso, condiciones estructurales y esfuerzos presentes. El parámetro N es comparado con las dimensiones de la excavación (radio hidráulico) para evaluar la condición de estabilidad.

N es el número de estabilidad modificado, el cual representa la habilidad del macizo rocoso para autosoportarse bajo condiciones de esfuerzo dadas, y está en función del índice de calidad del macizo rocoso Q (propuesto por Barton), del esfuerzo aplicado en la roca, de la orientación de estructuras mayores y de la orientación dada al caserón proyectado.

Factor A: Factor de Tensión de la Roca

Es un factor de tensión de la roca que refleja las tensiones actuantes en las superficies libres de excavaciones a profundidad. Se determina como el ratio entre la resistencia de la roca intacta (resistencia a compresión simple) y la tensión compresiva inducida en la línea central de la pared excavada. La tensión inducida se puede hallar mediante modelos numéricos de tensiones o estimadas de distribuciones de tensiones publicadas, mientras que la resistencia a compresión simple se obtiene de ensayos de laboratorios. El factor de esfuerzos en la roca, “A”, es estimado a través de la relación resistencia de la roca intacta a esfuerzo compresivo inducido, sobre el borde de la abertura.

Como una forma de simular la condición de esfuerzo que represente las condiciones de fallamiento del macizo y definir los esfuerzos inducidos tangenciales en la pared pendiente del caserón en estudio, se pueden ocupar distintas metodologías, dentro de las cuales se pueden mencionar:

• Métodos numéricos 2D o 3D.
• Esfuerzos in-situ medidos o regionales (Sv y Sh o k).
• Contornos de distribución de esfuerzos definidos por Hoek & Brown.
• Back-analysis de sectores ya explotados.

Factor B: Factor de Ajuste de la Orientación de las Juntas

Contabiliza la influencia de las juntas sobre la estabilidad de las caras libres del caserón. La mayor parte de los fallos de estructura ocurren a lo largo de las juntas críticas, cuando estas forman ángulos bajos con las superficies libres. La influencia de las juntas críticas es máxima cuando su traza es paralela a la superficie libre y mínima cuando son perpendiculares. El factor B depende, pues, de la diferencia en buzamiento entre la superficie de excavación y la familia crítica de juntas.

Factor C: Factor de Ajuste de Gravedad

Es el factor relativo al hecho de que la orientación de la superficie de excavación influye en su estabilidad. Las roturas pueden ocurrir desde el techo de la cámara por caídas inducidas por la gravedad o desde las cajas mediante mecanismos de deslizamiento o laminación (slabbing). Según Potvin (1988), los mecanismos de caída por gravedad y laminación (slabbing) dependen de la inclinación de la superficie de la cámara estudiada, $\alpha$.

El factor C para estos casos se calcula mediante la expresión:

O bien en el Gráfico N° 5.9. Este factor tiene un máximo de 8 para paredes verticales y un valor mínimo de 2 para techos horizontales de tajeos. Las roturas por deslizamiento dependen de la inclinación de las juntas críticas, obteniéndose el valor del factor C.

3.4. Diseño de Caserones por Laubscher (MRMR)

El método gráfico de estabilidad de Laubscher relaciona la calidad del macizo expresada a través del parámetro MRMR (Mining Rock Mass Rating) y el Radio Hidráulico (RH) de una excavación.

El parámetro MRMR se obtiene ajustando el parámetro RMR según las condiciones de esfuerzo, calidad de tronadura, orientación de discontinuidades y meteorización presentes en el sector.

El método propiamente tal fue elaborado en sus comienzos para estimar de manera empírica la estabilidad del techo de una cavidad, buscando el hundimiento de este para métodos como panel caving o block caving. Actualmente, el método se utiliza de manera inversa, es decir, para evitar el fallamiento del techo.

Este método es de similares características que el gráfico de estabilidad de Mathews, con la diferencia que Mathews estudió casos históricos de estabilidad de las cajas de un caserón.

4. Dilución en Minería Subterránea

4.1. Dilución en el Método Sub Level Stoping

Aproximadamente el 51% de la producción total de las minas subterráneas de Canadá mecanizadas utiliza los métodos de explotación open stopes y sub level stoping. Estos métodos requieren que largas excavaciones permanezcan abiertas hasta que el mineral es extraído bajo una dilución mínima.

Una dilución aceptable es altamente dependiente de la ley. Un tajeo de ley alta puede ser económicamente explotable; consecuentemente, un tajeo de baja ley con la misma dilución puede no ser factible. Los métodos de minado automatizados, tales como open stoping, pueden aceptar un cierto grado de sobrerotura sin exponer al personal minero.

Factores que Afectan la Estabilidad y Dilución en Stopes de Minado:

4.2. Equivalent Linear Overbreak/Slough (ELOS)

El término ELOS fue introducido por Dunne y Pakalnis, y Clark y Pakalnis (Clark & Pakalnis, 1997; Dunne & Pakalnis, 1996) para representar la dilución en términos de una densidad lineal de sobre excavación. Este término uniformiza el volumen total de sobre excavación de una pared a lo largo de toda la extensión de su área.

Físicamente, el término ELOS representa una profundidad promedio de sobre excavación para una pared, y tiene la ventaja de entregar información de manera independiente del valor del ancho del caserón, a diferencia del término porcentual. Cuando se expresa la dilución en términos porcentuales (%), el ancho del caserón genera grandes distorsiones en el diseño dado su peso en el volumen total de la excavación, pudiendo ser este último el caso de comparación entre vetas angostas y caserones de ancho considerable.

La ELOS convierte una medida volumétrica de la sobre excavación en una profundidad promedio, redistribuida sobre el área total estudiada. Así, la dilución en términos porcentuales es:

4.3. Zonificación Generalizada en Gráficos Empíricos (ELOS)

Debido a que los métodos de predicción de sobre excavación presentan gran variabilidad en los valores de la base de datos, estos son zonificados en intervalos de igual potencial de sobre excavación. Estas zonas se asumen en asociación a ciertas prácticas operacionales, siendo estas:

1. Zona: ELOS $\le$ 0.5 [m]

   Se asocia principalmente a daño por tronadura. Esta sobre excavación es provocada por el efecto de la propagación de onda de choque, vibraciones y desviaciones de los tiros de producción que generan un aumento del poder rompedor de la configuración de la tronadura, más allá de los límites de diseño.

2. Zona: 0.5 [m] $\le$ ELOS $\le$ 1.0 [m]

   Considerado como dilución menor. Es provocada por fenómenos de deslizamiento de bloques o lajamiento de las paredes del caserón producto de la distribución de esfuerzos en torno al caserón.

3. Zona: 1.0 [m] $\le$ ELOS $\le$ 2.0 [m]

   Considerado como dilución moderada. Está asociada al desprendimiento y caída de bloques de roca desde la pared colgante y techo. Esto está principalmente controlado por la generación de una zona de relajación de esfuerzos adyacente a la pared colgante que provoca un efecto de desconfinamiento de los bloques presentes, los que deslizan entre sí o caen por gravedad.

4. Zona: ELOS > 2.0 [m]

   Considerado como dilución severa. Esta zona corresponde a una sobre excavación mayor producto del desconfinamiento de la pared asociado a la zona de relajación de esfuerzos que ha concluido en un arco mecánico estable mucho más atrás de la delimitación de la pared colgante.

4.4. Monitoreo de Cavidades

Sistemas de Monitoreo de Cavidades (CMS)

Uno de los mayores problemas del sub level stoping, hasta hace poco tiempo, fue cuantificar la sobre-excavación de los caserones. El uso de sistemas láser ha proporcionado una herramienta eficiente para determinar los volúmenes de excavación de una manera precisa (Miller et al. 1992).

El instrumento CMS (Sistema de Monitoreo de Cavidades) generalmente emplea un puntero láser (rangefinder) integrado con una cabeza motorizada. Además, puede ser suspendido en un tajeo o insertado debajo de un taladro cuyo diámetro sea menor a los 20 cm. A través de la rotación calibrada del láser, puede determinar el volumen en el tajeo. Con esta herramienta es posible comparar los contornos planificados del tajeo con el contorno real después de la voladura. Esto favorece al ingeniero para calcular la sub rotura y la sobrerotura.

5. Diseño de Pilares

5.1. Diseño de Pilares para Room and Pillar

El objetivo es maximizar la recuperación de la unidad básica de explotación a través de un diseño seguro y viable. El diseño de pilares debe obedecer a una evaluación de las cargas o solicitaciones y la resistencia del macizo rocoso.

Las dimensiones de los pilares y techos son determinadas por la estabilidad y por la recuperación del mineral. La distribución de los pilares debe hacerse lo más sistemáticamente posible, cuidando de no arriesgar la vida útil de la mina.

Consideraciones sobre el Diseño de Pilares

Pilar sin Recuperación

Se refiere al tamaño mínimo de pilares cuando estos no se recuperan. El tamaño debe ser tal que soporten las solicitaciones a las que estarán sometidos. Para estimar esas solicitaciones y la resistencia de los pilares, se podrán utilizar métodos numéricos. Eventualmente, métodos analíticos dependiendo de la complejidad geométrica.

Pilar con Posterior Recuperación

Ello significa pilares de gran tamaño, tales que puedan desarrollarse trabajos mineros al interior de ellos para su recuperación. En general, será más fácil recuperar pilares puentes (lozas), en especial si no se utiliza rellenos cementados.

5.2. Metodología del Esfuerzo Medio

Una metodología simple para determinar la distancia entre pilares es la del esfuerzo medio, teoría explicada por Hoek y Brown en su libro «Excavaciones Subterráneas en Roca».

• Los esfuerzos en cualquier punto de un pilar dependen de la relación del área total excavada al área total que queda en las columnas.
• La concentración de esfuerzos, que es una función de la forma del pilar entre excavaciones adyacentes.

Esfuerzo Medio sobre Pilares Cuadrados

Si suponemos que los pilares que se muestran forman parte de una gran serie de estos y que la carga de la roca queda distribuida uniformemente sobre estas columnas, el esfuerzo medio para la columna (MPa) está dado por:

Esfuerzo Medio sobre Pilares Rectangulares

Si los pilares tienen largo $l_p$ y ancho $w_p$, y el área de influencia del pilar tiene dimensiones $l_o$ de longitud y $w_o$ de ancho, entonces el esfuerzo medio para el pilar está dado por:

Esfuerzo Medio sobre Pilares Irregulares

Si los pilares son irregulares, entonces el esfuerzo medio para el pilar está dado por:

Resistencia y Factor de Seguridad

Resistencia media del Pilar ($S_p$): Se asume que la resistencia global de un pilar equivale más o menos a la resistencia media en el centro del pilar.

Factor de Seguridad (FS): Un factor de seguridad permite asegurarnos de que la resistencia de un pilar siempre será mayor que el esfuerzo máximo que debe soportar. Los factores de seguridad más utilizados van desde 1,3 a 2.

5.3. Metodología 3

Los esfuerzos tienden a ser mayores en las esquinas, produciendo fallas por exceso de cizalle.

Resistencia del Macizo Rocoso

Para poder determinar la resistencia del macizo rocoso en el área de la geomecánica, existen muchos autores que han planteado diversos formulismos, pero uno de los más utilizados es el criterio de Hoek and Brown.

Factor de Seguridad del Diseño

Consiste en verificar si el diseño del pilar propuesto es capaz de resistir los esfuerzos que actuarán sobre él, y además de eso debe quedar cierta holgura de resistencia en caso de una mayor cantidad de esfuerzos inducidos. Factor mayor a 1. La tendencia actual es calcular la confiabilidad del diseño, lo que consiste en una aproximación probabilística al diseño de minas.

5.4. Diseño de Pilares para Sub Level Stoping

Pilares en Caserones

Si un cuerpo mineralizado es demasiado masivo, en ciertas ocasiones es necesario realizar más de un caserón para extraer el mineral y es necesario dejar pilares entre los caserones. Por lo general, el pilar entre dos caserones es de 20 a 25 metros.

5.5. Métodos Empíricos para el Diseño de Losas (Crown Pillar)

Diseño de Losas

Método empírico para evaluar la estabilidad de crown pillars o placas: el método «Scaled Crown Pillar Span» (Carter, 1992), el cual se desarrolló a partir de una serie de casos que permitieron elaborar una base de datos de las condiciones geométricas, parámetros de macizo rocoso y estabilidad de un Crown Pillar.

El método consiste en estimar dos factores:

1. $S_c$ o «Critical Span»: Factor representativo de la calidad del macizo rocoso expresada a través del parámetro $Q’$ de Barton.
2. $C_s$ o «Scaled Crown Pillar Span»: Factor representativo de la condición geométrica y fábrica de la roca.

Definición de Crown Pillar

Un Crown Pillar (pilar de corona) es una parte horizontal de un cuerpo mineralizado (orebody) que se mantiene entre dos tajeos para ayudar a mantener la estabilidad local y global de la masa de roca. Estas estructuras mineras se denominan pilares de corona superficiales cuando están situados cerca de la superficie y, cuando están situados en la profundidad, simplemente pilares de corona. La figura 1.2 muestra la posición de pilares de corona superficiales y pilares de corona en una mina subterránea de metal.

Numerosos parámetros afectan la estabilidad de un pilar de corona. Estos parámetros pueden ser agrupados en dos secciones: geológicos y mineros.

Parámetros Geológicos

• Pendiente del cuerpo mineralizado (orebody).
• Tipos de roca: hangingwall, footwall y orebody.
• Fuerza y las características de deformación de hangingwall, footwall y orebody, según la clasificación de masa de roca.
• Geometría de múltiples zonas de mineral (si aplica).
• Condiciones de tensión virgen.
• Propiedades de contacto divididas en zonas entre la mena y la roca circundante (country rock).

Parámetros Mineros

• Geometría del pilar de corona y tajeos circundantes.
• Métodos de soporte (incluyendo relleno).
• Secuencia de minería.
• Redistribución de tensión causada por la extracción.

Recientemente, se han hecho esfuerzos para recoger información sobre estudios de caso y métodos de diseño diferentes para estas estructuras complejas en roca dura. Betournay (1989) catalogó un número de publicaciones relacionadas con el diseño de pilares de corona desde 1984. Además, una investigación exhaustiva de métodos de diseño de pilar de corona superficiales fue realizada por él. Los mecanismos de fracaso, condiciones de tensión, inspección in situ, la consideración del volumen tridimensional del pilar de corona y el modelado numérico son reconocidos como los componentes principales de diseño de pilar (Betournay, 1989).

Crown Pillar Superficial

Un Crown Pillar superficial es cualquier estructura de roca que queda entre una excavación minera subterránea y la superficie del suelo.

Cuando la evaluación de estabilidad del Crown Pillar indica que la estructura de la roca puede ser inestable en el futuro, debe ser remediada antes o en el momento de cierre de la mina.

Dimensionamiento de Pilar Puente

Para la determinación del espesor del pilar entre niveles de mina se empleó el método de Carter.

• $S_c$ (Maximum Scaled Span): Factor representativo de la calidad del macizo rocoso expresada a través del parámetro $Q’$ de Barton.
• $C_s$ (Scaled Crown Pillar Span): Factor representativo de la condición geométrica y fábrica de la roca.