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Ingeniero Civil / La gran minería en Chile y el mundo ha facilitado la generación de una extensa cantidad de materiales granulares mineros tales como relaves, lastres, y ripios post-lixiviación, entre otros, los cuales han dado pie a importantes iniciativas de investigación. Sin embargo, aún existen temas relevantes como la rotura de partículas generadas en estos materiales que no han concitado una debida atención. Por ejemplo, un tópico sumamente significativo en minería subterránea de Block Caving es el proceso de fragmentación de la roca, en la cual el macizo rocoso es hundido desde su interior, permitiendo la generación de materiales quebrados; bloques colpas, bolones, gravas y arenas. Estos materiales continúan un nuevo proceso de fragmentación (fragmentación secundaria) debido al movimiento descendente del material quebrado al estar siendo removido desde puntos de extracción. Esto trae consigo una serie de configuraciones de esfuerzos de compresión y corte a lo largo de la columna descendente de material. Así, el proceso de fragmentación secundaria tendría muchas similitudes al fenómeno de la rotura de partículas en materiales granulares. Aunque este último tema ha sido estudiado durante décadas por diferentes autores tales como Lee y Farhoomand (1967), Vesic y Clough (1968), Marsal (1973) y Hardin (1985) entre otros, estudios de este tipo que incluyan materiales quebrados o materiales granulares generados de proyectos mineros son muy escasos (D Espessailles 2014). Para profundizar en el entendimiento de la rotura de materiales granulares generados en minería de Block Caving, esta memoria contempla la realización de 3 ensayos triaxiales CID de grandes dimensiones (probetas de diámetro = 60 cm, altura = 120 cm y diámetro = 100 cm, altura = 180 cm) a 20kgf/cm2 de confinamiento. Además, dos ensayos de compresión triaxial CID (probetas de diámetro = 5 cm y altura = 10 cm) se compararán en términos de rotura con la obtenido en ensayos de corte simple (probetas de diámetro 7 cm). Se emplearán materiales de tronadura proveniente del Proyecto Minero Chuquicamata Subterráneo (PMCHS). Además, procedimientos para una correcta confección de probetas triaxiales de grandes dimensiones con granulometrías uniformes son presentados. En estos se obtuvo una alta cantidad de rotura evaluada con el parámetro Bg de Marsal (1967), presentando valores moderados al evaluarse con el parámetro Br de Hardin (1985). Además, desarrollaron una baja resistencia al ser comparados con una extensa data de triaxiales CID de grandes dimensiones. Durante el desmonte de las probetas se pudo observar los diferentes tipos de rotura generados, los cuales son explicados de acuerdo a los mecanismos de deformación desarrollados al interior de la probeta. En cuanto a la comparación de rotura de ensayos de pequeña escala (triaxiales CID y corte simple) los resultados no son concluyentes en el desarrollo de mayor rotura en ensayos de corte simple.

Ingeniero Civil de Minas / Uno de los métodos de explotación que permite la extracción de yacimientos minerales con cuerpos de grandes dimensiones es el método de Block Caving. En dicho método existen diferentes operaciones unitarias, que van desde que se extrae el mineral de la mina hasta que llega a su procesamiento metalúrgico. A partir de la confiabilidad y disponibilidad de los componentes del sistema de manejo de minerales, se puede evaluar la certeza del cumplimiento del plan de producción. Por ello, el objetivo principal de este trabajo es determinar la confiabilidad operacional del proceso de manejo de minerales al interior mina, a partir de un modelo de simulación integrado. Para ello se realizaron simulaciones de distintos escenarios con la variación de parámetros operacionales, obteniéndose la disponibilidad teórica del sistema y el impacto de las labores de mantención en el uso de equipos y recursos. Se tomó como referencia el sistema diseñado para Chuquicamata Subterránea, en particular, el macrobloque N5-1 ubicado en la cota 1841, para el cual se asociaron distintas interferencias operaciones y modos de falla a cada componente. El modelo consta de puntos de extracción, subcalles de producción, parrillas de reducción, piques de traspaso, tolvas de almacenamiento, alimentadores, chancadores y una correa transportadora. Para la simulación se utilizó el software Availability Workbench®, en su módulo AvSim, en el cual se consideraron 1.000 réplicas para un tiempo de 7.200 horas. Se evaluaron un total de 18 escenarios posibles, en los cuales se varió el criterio de ingreso de cuadrilla para la reparación de puntos de extracción, la implementación de mantenciones programadas e inspecciones preventivas y la cantidad de equipos y recursos disponibles para la realización de las labores de reparación y mantención. De los resultados obtenidos, se destaca que el criterio de ingreso de reparación de puntos fue el factor más determinante en la disponibilidad del sistema, mientras que la variación del stock de equipos y recursos y las mantenciones programadas no provocaron un impacto significativo en ésta. El criterio medio de ingreso fue el que entregó la disponibilidad más alta (del orden del 80%) y los componentes más influyentes fueron los puntos de extracción y la correa transportadora. Al comparar la producción planificada con la producción según el modelo de confiabilidad, se tiene resultados similares que fluctúan entre 6,8 a 7 millones de toneladas. Como conclusiones del trabajo realizado se tiene que es de suma importancia elaborar una estrategia que permita la reparación de puntos sin la necesidad de paralizar todo el funcionamiento de las calles, buscar una alternativa de transporte del mineral cuando la correa se encuentre fuera de servicio y, para evitar el deterioro anticipado de los equipos e infraestructuras, es necesario la implementación de una estrategia de mantenciones programadas que además permita optimizar los tiempos productivos y los tiempos detenidos.

The assessment of fragmentation is an important aspect of the design and planning of any excavation. The distribution of fragment sizes in situ helps assess the requirement of explosive energy to excavate the rock material. In addition, the information can also be used to evaluate the ground water flow, leaching characteristics and the requirement of additional rock handling equipment in construction projects. In the block cave mining method, the assessment of in situ and secondary fragmentation is an integral part of the design of the excavations at the extraction level and the selection of material handling systems for transporting the ore to the processing stations. Secondary blasting requirements can also be estimated based on the fragment size distributions developed for the block cave. Methods of estimating fragment size distributions in block cave mines have been based on joint set parameters estimated from structural mapping in available excavations or outcrops. While this is acceptable in the absence of any other means of assessing the fragmentation, the results can often be misleading since the structural mapping is often carried out in limited areas and the results applied uniformly to the entire deposit. This new study proposes to use the core piece lengths information gathered from the boreholes to develop in situ and primary fragmentation estimates for block cave operations. Under this proposed study, drill core piece lengths from an exploration program in Indonesia will be used along with structural mapping data to develop estimates for in situ and primary fragment size distributions. Methods for estimating secondary fragmentation from primary fragmentation will be evaluated and the estimates of secondary fragmentation from the different methods will be compared with the actual fragmentation characteristics observed at the drawpoints. The primary assumption in the development of primary fragment size distributions from drill core data is that each drill hole piece represents one in situ rock block. The relationships between the joint spacings and lengths of the different joint sets, evaluated from the joint set characteristics gathered from available excavations, outcrops or oriented core drilling programs, can be utilized for estimating the shape of the rock blocks.

Ingeniero Civil de Minas / El objetivo de esta memoria es proponer y evaluar distintas formas de operar equipos LHD tele-asistidos para extraer el agua/barro en minería de caving. Los eventos de agua/barro son definidos como una mezcla de material de granulometría fina con agua, que tiene un potencial para escurrir repentinamente de puntos de extracción u otra excavación subterránea. Estos eventos pueden presentarse como una amenaza a la seguridad en minas subterráneas, por lo que se prohíbe la extracción de sectores que presenten esta condición con LHD manuales (Samosir, et al, 2008). La forma de operar será llamada modelo operacional o estrategia de extracción de agua/barro y es definido por las siguientes reglas operacionales que serán evaluadas en un nivel de producción: razón de mezcla en el pique de traspaso, número de turnos de estabilización y chequeo, número de equipos LHD tele-asistidos disponibles y velocidad de extracción mínima, máxima diaria y promedio mensual. El modelo operacional es evaluado en simulaciones de eventos discretos, para un sector representativo de 3 calles (41, 43 y 45) de la Fase II de la mina Diablo Regimiento y los periodos de simulación corresponden a un mes (30 días). Los resultados del modelo operacional corresponden al tonelaje mensual extraído, la uniformidad y la velocidad de extracción promedio para los puntos en estado seco, limitado y agua/barro. La comparación del modelo de simulación con la realidad se realizó en base a las horas de trabajo por pala en un turno. Se utilizó la base de datos de extracción de octubre 2013 con extracción manual y el resultado fue de 5 horas con un error del 2% al predecir el tonelaje extraído del mes. Se selecciona este mes debido a que se extraen 81.377 toneladas, valor más cercano al promedio de extracción del sector evaluado que corresponden a 92.460 toneladas. En una etapa posterior se realizó la comprobación del modelo donde se muestra que es capaz de predecir con un error de un 5 ± 6% el tonelaje real extraído para meses futuros con la extracción de equipos LHD manuales. Las herramientas de planificación actuales presentan un error de un 22 ± 4% para los periodos simulados. En base a este resultado se concluye que la simulación presenta un error cuatro veces menor que el sistema de planificación actual. En una última etapa se realizó la evaluación de las estrategias de extracción de agua/barro con equipos LHD tele-asistidos. La principal ventaja de las estrategias propuestas son la posibilidad de recuperar reservas de agua/barro con velocidades de extracción promedio que van de 0,10 a 0,29 [t/m2-día]. Por otro lado, en base a un estudio de los eventos de agua/barro de mina Esmeralda, se determinó que la extracción por sobre un 50% de uniformidad disminuye el riesgo de un evento de agua/barro, los resultados del estudio muestran que con 2 LHD tele-asistidos ésta se encuentra en el rango de [48-78%]. Por lo tanto, se minimiza la ocurrencia de un evento de agua/barro. Finalmente se concluye que el resultado más importante del estudio es una guía de planificación que permite escoger aquel modelo que minimice el riesgo de eventos de agua/barro y entregue los mejores resultados de acuerdo al tonelaje de mineral extraído. Las principales recomendaciones de este estudio son: Colectar información de eventos de agua/barro para poder construir una matriz de riesgo de producir uno y ser implementada en la simulación. Implementar la simulación como herramienta de planificación que permita tener una mejor estimación de la producción que se puede alcanzar. / 03/04/2022

En los métodos por hundimiento, las características del flujo de mineral y estéril tienen un gran impacto en la recuperación y el contenido de dilución. A nivel operacional, la recuperación de mineral es controlada por el espaciamiento entre puntos de extracción y por la política de tiraje. En la actualidad, la determinación de espaciamiento entre puntos de extracción se lleva a cabo generalmente consultando la guía de diseño propuesta por D. Laubscher, que data de hace más de 20 años, y la cual fue concebida inicialmente para métodos de hundimiento por bloques. A pesar que las guías de diseño actuales son ampliamente ocupadas en la industria, aparentemente éstas no han sido respaldadas con mediciones en terreno. En este trabajo de título se propone una metodología alternativa para definir el espaciamiento entre puntos de extracción, en la cual se considera la recuperación de mineral para una malla de extracción determinada, y los costos asociados, con el fin de seleccionar la malla de extracción que aporte un mayor beneficio económico. La individualización de cada escenario de configuración de puntos de extracción se logra con la utilización de un simulador de flujo tipo autómata celular, FlowSim, el cual previamente a este trabajo fue calibrado y validado con resultados de experimentos a escala de laboratorio. Con este simulador se logra incorporar explícitamente dentro de la metodología de diseño propuesta el flujo gravitacional de la roca fragmentada post hundimiento. Para asegurar la capacidad del simulador de representar el fenómeno de flujo gravitacional a escala mina, el modelo se sometió a una nueva prueba de validación, esta vez con datos de leyes muestreadas en la mina Esmeralda de Codelco-Chile. Los resultados arrojaron que FlowSim es capaz de representar los patrones de flujo de material fragmentado hundido dentro de un 10 % de error. Posteriormente, se simuló diferentes configuraciones de espaciamiento entre puntos de extracción para una malla tipo Teniente, variando el espaciamiento a lo largo del pilar mayor y del pilar menor, y variando además la altura de columna. Para una configuración determinada, se pudo apreciar un aumento en el tonelaje al cual se presenta la dilución en los puntos a medida que se aumentaba la altura de columna simulada. Con los resultados de estas simulaciones se generó un gráfico bidimensional de porcentaje de entrada de la dilución, en función de la distancia entre calles y distancia entre estocadas de carguío, para una altura de columna en particular. Al comparar los resultados de este estudio con la metodología de Laubscher, se obtuvo que el porcentaje de entrada de la dilución estimado se encuentra en un rango menor al propuesto en la guía de Laubscher. Con el fin de evaluar económicamente la factibilidad de distintas mallas de extracción, se utilizó el gráfico de diseño para analizar diferentes espaciamientos. Los resultados de la evaluación económica muestran que para una malla dada y ley media de yacimiento, existe un espaciamiento entre puntos de extracción en el cual el beneficio se puede maximizar. En esta nueva metodología mediante una decisión técnico económica se logra identificar los principales factores para definir el espaciamiento entre puntos de extracción: tipo de yacimiento y recuperación de mineral.

La socavación es una de las operaciones críticas dentro del proceso productivo en una mina explotada por hundimiento de bloques o paneles. El conocimiento del proceso de socavación proviene en gran medida de la experiencia operativa, sin un mayor conocimiento teórico. Por lo tanto, resulta fundamental mejorar el entendimiento de este proceso, y apuntar hacia la confección de guías de diseño ingenieril. La revisión del estado del arte a la fecha mostró que la tendencia actual en el diseño se orienta a la selección del hundimiento avanzado como estrategia de socavación, en general optando por geometrías de corte basal alto, en particular corte inclinado o hundimiento frontal. En el presente trabajo se muestra una comparación geotécnica relativa entre las técnicas de socavación que fueron consideradas con mayor potencial de aplicación dentro de las identificadas en la revisión de diseños: por un lado, hundimiento convencional, y por otro, las variantes de hundimiento avanzado, corte plano e inclinado. Modelación numérica elástica mediante el software Map3d fue realizada para entender el impacto de las distintas geometrías de corte basal, sobre dos aspectos críticos: los esfuerzos inducidos en la frente de socavación y la condición de los pilares de los niveles de producción y hundimiento. La estrategia de modelación desarrollada fue del tipo paramétrica, modificando una variable de interés a la vez: la secuencia de socavación, la geometría del corte; la razón entre los esfuerzos horizontal y vertical in situ y la profundidad. Para comparar entre las variantes, se utilizaron dos indicadores: la razón entre el esfuerzo vertical inducido, medido en los pilares del nivel de hundimiento posterior a la socavación, y el esfuerzo vertical in situ; y un factor de seguridad, asumiendo el criterio de falla de Mohr-Coulomb, aplicado sobre los pilares de los niveles de producción y hundimiento. Los resultados obtenidos muestran que la estrategia que parece ser más robusta corresponde a la de corte inclinado avanzado, debido a que en la mayoría de los escenarios analizados, ofrece las condiciones de diseño más benignas: mayores factores de seguridad sobre los pilares y bajos esfuerzos inducidos en el nivel de hundimiento, en particular con respecto al caso de corte plano.

Ingeniero Civil de Minas / La División Goldex de la empresa Agnico Eagle Ltd., opera una mina subterránea ubicada en la ciudad de Val-d Or, Québec, Canadá. Debido a la geometría del yacimiento (zona GEZ) y las bajas leyes de oro, la explotación considera un caserón de grandes dimensiones, utilizando una combinación de los métodos block caving por su bajo costo y alta productividad; longhole stoping, buscando una fragmentación adecuada y otorgando flexibilidad en la operación; y shrinkage debido a la estabilidad que entrega a las paredes. A pesar de las consideraciones del método seleccionado, una de las preguntas más importantes de la faena a lo largo de su vida, es la estabilidad final de la mina. Estudios a través de modelos numéricos estiman desprendimiento de estéril proveniente del techo, lo cual ha coincidido con las mediciones reales, pero al momento de tomar la forma final del caserón, el desprendimiento ha sido considerablemente mayor. Lo anterior motiva el presente estudio que tiene como objetivo principal determinar la potencial recuperación de reservas de la mina Goldex, a partir de una revisión de antecedentes que defina los posibles escenarios esperados, con respecto a su estabilidad y la utilización de la herramienta de flujo gravitacional, REBOP. Para que REBOP represente de forma fehaciente el flujo es necesario realizar una calibración de éste, variando los datos de entrada a ingresar, dependiendo de las características del macizo rocoso, el diseño de la mina y su programa de extracción. Los resultados entregados por REBOP muestran un error de la ley estimada mensual de 0,20 [gr/ton] y una buena coincidencia entre los espacios de aire generados, por la extracción y la propagación del caving, medidos en la operación con los visualizados en REBOP. De lo anterior se concluye que REBOP como una herramienta de planificación a largo plazo permite obtener una estimación cercana de leyes y finos a partir de un plan de producción y una estrategia de extracción dada, ayudando de esa forma a la evaluación de distintos escenarios propuestos para la explotación futura de nuevas zonas u otras ya existentes. Calibrada la herramienta de flujo, se definieron 3 casos geomecánicos a evaluar: estable, inestable parcial y colapso. Para cada uno se consideraron además, 2 diseños posibles: 1 ó 2 niveles de producción; y 2 estrategias de extracción: uniforme y proporcional a la columna de mineral. Los resultados de las simulaciones entregaron que para los 3 casos el mejor VAN y la mayor recuperación, se obtiene utilizando 2 niveles de producción considerando una estrategia de extracción uniforme. La tabla siguiente resume los resultados obtenidos para cada caso, definiendo el diseño, estrategia de extracción, recuperación y VAN obtenido. Tabla: Resumen de resultados para cada escenario evaluado. Caso Diseño Estrategia de extracción Recuperación VAN Estable 2 niveles de producción Uniforme 97,9% MUS $ 828,77 Inestable Parcial 2 niveles de producción Uniforme 82,2% MUS $ 534,23 Colapso 2 niveles de producción Uniforme 70,0% MUS $ 492,47

Magíster en Minería / Ingeniero Civil de Minas / La dilución es una parte integral de una operación minera de hundimiento y su comportamiento posee implicancias relevantes en todas las etapas de un proyecto minero subterráneo. Los modelos de dilución existentes, han sido construidos sin la consideración de parámetros que pueden definir su entrada y comportamiento posterior, tales como la propagación del caving o la ubicación de la dilución con respecto a un panel a explotar. Esto hace que hoy, la principal herramienta de control de dilución en las minas explotadas por block o panel caving sea la medición de la uniformidad con que se realiza la extracción en términos de tonelaje, la cual resulta insuficiente por sí sola cuando el control de tiraje es sólo una de las variables que dominan la entrada de la dilución. El objetivo del presente trabajo de tesis consiste en estudiar el comportamiento de la dilución en las operaciones de hundimiento de CODELCO-Chile con el fin de identificar los mecanismos a través de los cuales la dilución ingresa a los puntos de extracción. Para esto, se desarrolló un software de visualización y análisis de datos de operaciones de block y panel caving, denominado Syscave®. A través del análisis de las curvas de dilución observada, las alturas de columna in-situ, la uniformidad y la secuencia con las que se extraen cuatro sectores de El Salvador y el Panel III de Andina, se identificaron tres mecanismos de entrada de la dilución. Dos de ellos ya son conocidos, y corresponden a la entrada vertical desde un sector ubicado encima del panel analizado y a la entrada de dilución acompañada de un estallido de aire debido a la propagación repentina del caving luego de una colgadura. El tercero corresponde a un nuevo mecanismo identificado como resultado de este trabajo. Éste ocurre cuando el panel se ubica al costado de un sector ya explotado y el cave back se propaga hacia la interfaz con el material quebrado. Si se genera un espacio de aire que permita el ingreso de diluyente y el ángulo de la pila granular permite el flujo lateral del primero, éste viajará hasta puntos de extracción alejados de la interfaz con el material quebrado. Otra conclusión fundamental de esta tesis, es que la propagación del caving hacia el material diluyente es la principal variable controladora de la entrada de dilución. De manera de probar la coherencia del mecanismo de entrada lateral de la dilución con la teoría de flujo gravitacional, se utilizó la herramienta numérica de flujo gravitacional REBOP para evaluar la ocurrencia del mecanismo bajo las condiciones impuestas en la hipótesis. Para ello, se comparó el software con datos de ocho sectores productivos y se simuló la extracción histórica de un sector representativo del mecanismo bajo condiciones de propagación de cave back hacia el material quebrado, obteniéndose como resultado la reproducción parcial del mecanismo para algunos puntos de extracción por parte de éste. Finalmente, a través de un análisis de equilibrio límite se prueba que el proceso que da origen al movimiento lateral del material diluyente es factible desde el punto de vista mecánico bajo las condiciones presentes en una operación de panel caving.

Ingeniera Civil de Minas / En la actualidad existen minas a cielo abierto que se ven enfrentadas al proceso de transición hacia un método de explotación subterráneo y el Block Cavinges el principal candidato a ocupar este lugar debido a sus altas tasas de producción y bajos costos. Por lo tanto, es necesario explorar los límites de la capacidad productiva y la aplicabilidad del método, con el fin de asegurar la continuidad operacional maximizando el valor de la extracción de los recursos remanentes. La altura de columna se relaciona de forma directa con la obtención de la máxima capacidad productiva en el largo plazo, de ahí surge la necesidad de definir los factores queincentivan y desincentivan el uso de columnas más elevadas. Los principales incentivos para utilizar alturas de columnas mayores corresponden a la reducción de: costos de preparación minera, de reparación de infraestructura y por dilución, siendo la primera la más significativa. Sin embargo, el más relevante corresponde a la máxima capacidad productiva en el largo plazo, donde manteniendo la velocidad de preparación constante la capacidad aumenta a un 100% para una altura de 1,000 metros con respecto a una de 500 metros. Los principales aspectos que limitan el uso de columnas mayores se encuentran en lageomecánica tales como: el aumento de esfuerzos durante la etapa de socavación pudiendo hasta duplicar o incluso triplicar los esfuerzos originales, desvíos durante la propagación del hundimiento yexistencia de estallidos de roca y air blast. Cabe destacar que el preacondicionamiento juega un rol importante ya que modifica las propiedades del macizo rocoso, mejorando las condiciones para la explotación. Entre algunos aspectos estratégicos limitantesse encuentra tener leyes favorables en la parte superior del cuerpo, además,tener columnas mayores aumenta el tiempo de inicio de la puesta en marcha y se posterga la obtención de beneficios. Finalmente, a pesar del gran incentivo que trae el tener capacidad productiva mayor, el desconocimiento parcial de algunos fenómenos geomecánicosjunto con la falta de la tecnología adecuada hacen que no sea del todo confiable optar por columnas sobre los 1,000 metros de altura para el desarrollo de nuevos proyectos mineros.