Las metodologías actuales para la estimación de reservas en Block o Panel Caving se basan en principios de mezcla propuestos hace más de 25 años, cuando se intentó representar la física del flujo gravitacional mediante un modelo volumétrico de mezcla vertical que simula el proceso entregando leyes diluidas por altura (modelo de Laubscher). A partir de esta primera aproximación, se han generado mediante las investigaciones posteriores sobre el tema (International Caving Study), modelos de flujo gravitacional basados en balances de masa (REBOP) y en criterios mecánicos del caving, que permiten modelar de forma más acertada el fenómeno, incluyendo mezcla vertical y lateral. En este trabajo de título se propone una metodología para la estimación de reservas de Block/Panel Cavingen la cual se utilizó REBOP en el modelamiento del flujo gravitacional. De esta forma, se realizó un estudio para cuantificar las reservas extraíbles en función de las distintas secuencias de extracción, y se compararon los resultados con la metodología tradicional que utiliza sólo mezcla vertical. Para ello, se utilizó la herramienta de planificación (MSBPC) y se propuso recomendaciones para su implementación. Se analizaron tres casos, considerando el origen de la dilución para distintas secuencias de extracción: el primero sólo dilución vertical, el segundo sólo lateral y el tercero considerando ambas. En el caso donde la dilución es vertical, el modelo de Laubscher tiende a sobreestimar el valor de la ley entre un 2,7% y un 8,3% dependiendo de la secuencia de extracción. Generalmente, las menores diferencias se obtienen para secuencias tipo panel caving. En el segundo caso se concluye que la incidencia de la dilución lateral afecta prácticamente sólo a los puntos externos, para los puntos externos, la dilución lateral comprende entre un 32% y un 37% del material de las columnas. En los valores estudiados de dilución mixta se observa una diferencia significativa en la estimación de leyes. El modelo de Laubscher sobreestima las leyes y los finos entre un 12% y un 17% con respecto al modelo de REBOP, dependiendo de la secuencia de extracción. En general, las secuencias tipo block caving al comparar la situación para ambos métodos de explotación, son las que tienen la menor correlación con el modelo de mezcla vertical, por lo que se obtiene para estos casos, reservas con una ley más baja y menor cantidad de finos. Luego de generar los modelos de bloques diluidos en función de las distintas secuencias de extracción, la metodología plantea volver a estimar la envolvente económica. Los resultados obtenidos muestran, una mejoría con respecto al modelo de Laubscher en el VAN operacional de un 3,6% a 12,5% para Panel Caving y Block Caving respectivamente. Estos resultados muestran la conveniencia de introducir un modelo de flujo gravitacional en el proceso de estimación de reservas. Al incorporar el concepto de flujo gravitacional dentro del procedimiento, se establecen diferencias claras con respecto a lo obtenido al método de Laubscher, ya que considera la dilución horizontal en el modelo de mezcla disminuyendo la ley media y los finos totales.

El presente trabajo de título se concentra en un estudio, utilización y análisis de la base histórica de datos que posee la mina El Inca Norte de la División El Salvador de Codelco Chile. El objetivo principal del estudio presentado en este documento es encontrar una relación analítica entre el comportamiento histórico del índice de uniformidad en los puntos de extracción y los modelos de dilución basados en los gráficos de porcentaje de dilución versus porcentaje de extracción de un punto, propuestos por Andrés Susaeta (2000). Como objetivo secundario se realizo un análisis de sensibilidad en cuanto a los parámetros de entrada que se incorporan en el calculo del índice de uniformidad planteado por Andrés Susaeta (2000), los cuales son el radio y los períodos de tiempos considerados para el calculo de tonelaje utilizado en la formula. Básicamente se analizaron los puntos desde el punto de vista de la uniformidad y desde el punto de vista de la Teoría Gravitacional (modelos de dilución), y se pretendió correlacionar los índices de uniformidad obtenidos para los puntos de extracción, con distintos radios y períodos de tiempo, con el comportamiento de los puntos de extracción en cuanto al modelo gravitacional. Finalmente se estimo cuales eran los parámetros de radio y período de tiempo, para el calculo del índice de uniformidad, que correlacionaran mejor con el comportamiento de los puntos de extracción. La mejor correlación entre los índice de uniformidad y la teoría gravitacional fueron obtenidos con parámetros de radio igual a 17 metros y períodos de tiempo de tres turnos, de 8 horas cada uno. Dado estos parámetros se analizo el comportamiento de los puntos de extracción desde el punto de vista de la uniformidad, semiuniformidad y desuniformidad, y se logro establecer que existe una gran relación entre la dilución y la forma de extraer el punto (uniforme, semiunifome y desuniforme). Un mejor conocimiento del índice de uniformidad conlleva a una mayor información respecto a la dilución y por consiguiente una mejora en los planes de producción y a optar por una mayor recuperación de las reservas.

En el desarrollo de una mina subterránea explotada con método panel caving, es frecuente que se produzcan colapsos de grandes extensiones de zonas ya preparadas, los que pueden afectar más de un nivel de las zonas productivas. Junto con determinar las posibles causas de estos colapsos y establecer recomendaciones que sean incorporadas en los futuros diseños, se presenta el desafío de recuperar estas zonas, las que forman parte de los planes de producción de la mina y, en general, se encuentran emplazadas en sectores que cuentan con toda la infraestructura de manejo del mineral desarrollada completamente. Por ende, el objetivo planteado en este trabajo corresponde principalmente al diseño de un sistema que permita la recuperación de un sector colapsado en una mina explotada por métodos de hundimiento. Para ello, además del sector en estudio, se revisaron dos casos donde se produjeron colapsos con anterioridad, desarrollando un análisis crítico de las causas propuestas para explicar dichos eventos y se establecieron recomendaciones para ser aplicadas en diseños futuros. Con lo anterior se realizaron los diseños para la recuperación de un sector de aproximadamente 3.200 m2, correspondiente al Área 9 del III Panel de Mina Río Blanco de División Andina, el cual contenía cerca de 3,8 Mt de mineral con una ley de Cobre de 1,14%. Estos diseños corresponden al desarrollo de un nivel dispuesto inmediatamente bajo el nivel de producción colapsado, ambos conectados mediante bateas receptoras del mineral. Además, se determinó el ritmo de producción, la secuencia de tiraje y se definieron los servicios e infraestructuras asociadas a la recuperación del sector. Del presente estudio se determinó que, en este caso, era posible recuperar un gran porcentaje del mineral proveniente de la zona colapsada, con inversiones y costos de operación razonables para este tipo de minería, utilizando la infraestructura existente en el sector para el transporte del mineral a la planta de chancado.

Ingeniero Civil de Minas / Hace unos años, Chuquicamata comenzó un proceso de transformación cambiando su método de explotación de cielo abierto a subterráneo motivado por aumento de costos y disminución de leyes que hacen inviable el negocio a rajo abierto. A menos de 2 años del inicio de la producción, uno de los temas relevantes, y que darán inicio a la mina subterránea de Chuquicamata, es el hundimiento de los 2 macro-bloques centrales, los cuales serán los primeros macro-bloques en entrar en producción. El presente informe busca definir un diseño de hundimiento y la estrategia de incorporación de área que se debería llevar a cabo en la futura mina Chuquicamata Subterránea, de tal forma que sea posible cumplir con las promesas de producción prometidas, bajo los máximos estándares de seguridad, productividad y costos. Considerando la planificación actual del proyecto, la cual considera una altura de hundimiento de 20 metros, se hace muy difícil lograr las exigencias en cuanto a plazos y producción, esto por la cantidad de interferencias que existirá dado el gran volumen de equipos que estarán trabajando en el nivel de hundimiento, entre ellas, la que se presume generará la mayor cantidad de interferencias será la perforación y tronadura de DDE. Además, si se espera partir en abril de 2019, hay factores como la capacitación de operadores o la adquisición de equipos que se declaran como críticos para lograr este objetivo. En la actualidad existen grandes oportunidades que el proyecto puede aprovechar para tener una minería más eficaz y sustentable, uno de estos factores es el uso de emulsión, la cual impacta positivamente en seguridad y tiempo de ciclo. Otra oportunidad que también está probada es la automatización en los jumbos radiales, esta tecnología tiene un impacto directo en el tiempo efectivo que trabaja el equipo, ya que es posible perforar un abanico completo de tiros radiales sin la necesidad de un operador, aumentando la productividad de la mano de obra gracias a la continuidad que se la puede dar a la operación de perforación. Se recomienda utilizar una altura de socavación de 10 metros, dado que requiere menos equipos operando en el nivel de hundimiento. La secuencia que permite la mejor operatividad y, a la vez, va de la mano con la constructibilidad corresponde a la que inicia desde el sector Sur-Oeste del macro-bloque S01, se sugiere realizar mayores análisis, especialmente geomecánicos, que permitan validar y utilizar esta secuencia. Por último, el inicio de la producción debe ser de manera gradual y utilizando técnicas conocidas, sin embargo, las grandes ventajas operativas que presenta la emulsión por sobre el ANFO justifican el iniciar con la emulsión pese a no tener gran experiencia en la utilización de esta. / 01/12/2020

Ingeniero Civil de Minas / En los últimos años ha tomado fuerza el uso de métodos de hundimiento masivo, como block/panel caving, para explotar cuerpos mineralizados a gran profundidad, pero existe un riesgo asociado a la granulometría del mineral a fragmentarse. El impacto económico que tiene hacer una mala estimación, tanto de la fragmentación primaria como secundaria, es bastante alta, dada la influencia que tienen sobre parámetros de diseño y operación en la mina. Por esta razón, se ha hecho un gran esfuerzo en desarrollar modelos y softwares que permiten estimar de la mejor manera posible la fragmentación. El objetivo de esta investigación es construir un modelo predictivo de fragmentación secundaria para minería de caving, específicamente el Proyecto Mina Chuquicamata Subterráneo (PMCHS), a partir de estudios anteriores y mediante experimentos de flujo confinado a escala. Además, se estudia la fragmentación secundaria para los dominios geotécnicos seleccionados. Para cumplir con esto, se propone seguir una metodología experimental, planteada anteriormente por Gómez (2014), en la cual se emplea un modelo físico con escala 1:75. La primera parte consiste en la obtención de una curva experimental de fragmentación secundaria, para cada dominio geotécnico escogido de PMCHS, los cuales son PEK, QES y Q<S, sometidos a un esfuerzo vertical constante de 4 MPa. De la misma forma, se hace un experimento adicional para QES bajo 2 MPa. Estos ensayos se llevan a cabo con una prensa, ubicada en el laboratorio de Block Caving, de la Universidad de Chile. Posterior a esta etapa, se procede con la construcción del modelo predictivo de fragmentación secundaria para el dominio QES, mediante un proceso de ajuste aplicado a las dos curvas experimentales de esta unidad. Los resultados indican que, al someter los 3 dominios seleccionados, bajo un mismo esfuerzo, PEK resulta con la distribución granulométrica más gruesa, seguido por QES y finalmente Q<S. Por otro lado, al comparar las dos curvas de QES, queda claro que a medida que aumenta el esfuerzo vertical, mayor es el grado de reducción de las partículas. Se encuentra el set de parámetros que definen el modelo predictivo, de esta manera es posible estimar el grado y la variación de la fragmentación secundaria para el dominio escogido, variando el esfuerzo vertical. De este estudio se desprende en primer lugar que las propiedades de los materiales influyen en el proceso de fragmentación secundaria, esto fue demostrado al encontrar una relación directa con la resistencia a la carga puntual, el factor de forma también condiciona la fragmentación, a mayor redondez menor es la disminución de tamaño. En cuanto al modelo predictivo, se hace una comparación con el software más usado en la industria, BCF. Se analiza el escenario propuesto por este programa para el dominio C2 de PMCHS, en la cual se encuentra la unidad QES, y la estimación por parte del modelo elaborado. Los resultados indican que BCF considera una mayor reducción de tamaño para los gruesos, en cambio, hay un comportamiento más parejo en la estimación de finos. Además, se propone una nueva modalidad de uso para el modelo, que considera los porcentajes de extracción.

En la actualidad los métodos por hundimiento están enfrentando 3 grandes problemas: una baja en la ley del mineral, un aumento en la dureza del material a hundir y problemas logísticos con la distancia a nuevos depósitos minerales. Las soluciones a estos problemas se basan en aumentar la capacidad de extracción junto a una baja del costo por tonelada de mineral, un rediseño del sistema de extracción del mineral para lidiar con el aumento en la dureza y una modificación en la estrategia del manejo de mineral para hacerlo más eficiente y compensar los problemas logísticos. Este trabajo propone un rediseño completo del sistema de manejo del mineral a través de: eliminar el efecto de interferencia que produce la aparición de sobretamaños, con su consiguiente reducción secundaria, que afecta a otras operaciones como el acarreo y traspaso. Además se busca un aumento de la velocidad de extracción al tener equipos con alta productividad, es por esto que propone el acotar el recorrido de equipos LHD a un máximo de 64 metros para alcanzar todo su potencial productivo. La estrategia propuesta para mejorar el manejo de mineral se basa en el traspaso inmediato del mineral desde el punto de extracción a un nivel inferior de acarreo y reducción a través de una parrilla con martillo picador en caso de ser necesario. También se propone el uso de la técnica de reducción secundaria con tronadura controlada con cartuchos de pequeño diámetro con los cuales se minimiza daño a infraestructura por proyección de fragmentos, la necesidad de ventilar y cerrar varias calles para coordinar tronaduras simultáneas. El diseño propuesto resultante es un módulo productivo con 32 puntos de extracción en una malla cuadrada de 13x13 [m], con un nivel de producción de galerías de 4x4 metros donde funcionan 4 calles, con 1 equipo cachorrero y 2 martillos móviles cada una. A esto se agregan 16 piques de traspaso de 2,5 [m] de diámetro que desembocan en un nivel de acarreo donde 2 equipos LHD de 8,5 [yd3] llevan el mineral a un chancador Sizer MMD 1150. El nivel de acarreo cumple con la condición de permitir la construcción de malla extracción tipo Herringbone 13x13 en caso que se produzca un colapso del nivel de producción. Este sistema propuesto es capaz de llegar a una velocidad de extracción máxima de 2,6 t/m2día con un costo de 8,07 US$/t de mineral extraído y una evaluación económica, comparando con lo tradicional, le entrega la ventaja de 20% en VAN por el ingreso anticipado de flujos dado su ramp up más corto.

En el Proyecto Mina Chuquicamata Subterránea, que será explotada con el método block caving, se ha definido la conveniencia de dejar un pilar entre la falla oeste y el límite de la explotación de la mina, denominado Pilar Oeste o Rib Pillar. Recomendaciones geomecánicas indican que debe haber una estructura barrera que proteja las reservas existentes en el primer nivel de producción del material diluyente presente al oeste de la falla. Este diluyente representa un potencial riesgo en el negocio pues pudiese incorporarse a las columnas de extracción de manera prematura. El Pilar Oeste tiene 2.480 m de extensión, un ancho promedio de 60 m y una altura que varía desde los 350 m (zona central) a los 680 m (zonas norte y sur). Al integrar reservas y diluir utilizando el algoritmo de Laubscher con un punto de entrada de dilución (PED) del 40%, se obtienen 59 Mt a leyes medias de 0,93% Cu y 210 ppm Mo. En consecuencia, el objetivo central de este trabajo se remite a evaluar el impacto técnico-económico de la recuperación de recursos remanentes en el Pilar Oeste, presentando para ello dos alternativas en el diseño y en la planificación. Las condiciones existentes son aptas para el desarrollo de un método caving, pero hay algunas particularidades como la subsidencia, estabilidad, hundibilidad y geometría del Pilar Oeste que deben ser consideradas. Se define entonces un diseño utilizando el método block caving, dispuesto en una malla tipo Teniente 32x15, similar a la ya propuesta en el diseño minero de la ingeniería básica, donde se aprovecha gran parte de la infraestructura existente en lo que respecta a calles de producción, sistema y piques de traspaso de mineral y chimeneas de ventilación, entre otros. Respecto a la planificación minera se analizan dos alternativas con respecto al caso base, que se compone por el plan de Chuquicamata Subterránea y 46 Mt de mineral provenientes de la mina Radomiro Tomic Fase I (RT Fase I). La primera alternativa (Caso 1) consiste en un trade-off o costo oportunidad que representa reemplazar reservas minerales de Chuquicamata Subterránea con mineral recuperado desde el Pilar Oeste. La segunda alternativa en tanto (Caso 2) corresponde a un aumento en la capacidad de la mina hasta 155 ktpd, agregando al sistema subterráneo mineral del Pilar Oeste que reemplaza el vector aportado desde el rajo RT. Ambos casos se construyen sobre una base de planificación anual de largo plazo. Los resultados de la evaluación económica indican que versus el caso base, sólo la alternativa Caso 2 agrega valor, por un equivalente de 160 MUS$. El Caso 1 en tanto, no genera valor y su evaluación resulta en un empate técnico con el escenario base. Se concluye en base a los resultados que el Caso 2, genera un aporte en VAN marginal si se toma en cuenta el VAN total del PMCHS. En consecuencia se recomienda considerarlo como un proyecto de recuperación marginal de reservas y no plantearlo como un nuevo escenario caso base. Finalmente se identifican en el costo de preparación y en una planificación punto a punto de corto plazo, posibles mejoras u optimizaciones al trabajo realizado.

No description available.

El principal objetivo de este trabajo de título es el estudio de los esfuerzos en roca hundida a través de la utilización de un software 2D UDEC (Universal Distinct Element Code) basado en el método de los elementos discretos. Esto involucra la simulación de los experimentos realizados en un modelo físico de block caving a escala y el estudio de la influencia de propiedades mecánicas (granulometría, forma y ángulo de fricción) y parámetros de diseño (ancho de punto de extracción y porcentaje de extracción) en los esfuerzos verticales obtenidos numéricamente. En este estudio se analizaron los resultados experimentales obtenidos de un modelo físico de flujo gravitacional (Castro, 2006) y se escogió parte de ellos para realizar la comparación con los resultados de las simulaciones. Así fue como se estableció una metodología para desarrollar los modelos en UDEC en cuatro etapas: i) modelos de prueba (a fin de establecer los parámetros más adecuados), ii) modelos sin extracción (para determinar el más representativo), iii) modelos con extracción aislada (con el objeto de estudiar la influencia del ancho del punto de extracción y el ángulo de fricción del material sobre los esfuerzos verticales) y iv) un modelo con extracción múltiple (para analizar la influencia del porcentaje de extracción de los esfuerzos en la base). Para todos ellos se definió la geometría, propiedades mecánicas, ley de comportamiento, condiciones de borde, condiciones iniciales y propiedades a evaluar. Con la realización de los modelos de prueba, se determinó que el tamaño medio de las partículas de grava del modelo se estableciera en el rango entre 12 cm y 20 cm, dado que no fue posible utilizar menores tamaños. De la modelación sin extracción se obtuvo que la granulometría media correspondiente a 16 cm (modelo 16cm_fill) fue la más representativa de los esfuerzos verticales medidos experimentalmente, con un error relativo medio de 28% y una desviación estándar de 14%. Por otra parte, en la modelación sin extracción se observó que el esfuerzo vertical podía aumentar o disminuir a medida que aumentaba el ancho del punto de extracción y no se produjo variación del esfuerzo sobre la base al cambiar el ángulo de fricción. Así mismo, a partir del modelo de extracción múltiple se obtuvo que el esfuerzo vertical sobre el centro de la base del modelo aumentó a una tasa constante hasta llegar a un máximo de seis veces el valor inicial. Se establece que la modelación en UDEC presentada en este trabajo permite replicar de manera aceptable los esfuerzos verticales medidos en el modelo físico de flujo gravitacional, observándose formación de arcos estables e inestables y concentración local de esfuerzos. Así mismo, se observa que la forma y granulometría de las partículas desempeña un papel relevante en la distribución de esfuerzos y el flujo desarrollado en las etapas de extracción. La mayor barrera de la modelación correspondió a la imposibilidad de alcanzar la granulometría media del material granular usado en el experimento (del orden de un centímetro), dada la cantidad de partículas que se requieren generar, lo que instaura un desafío al desarrollo futuro del software.

El objetivo principal de este trabajo es proponer, desarrollar e implementar un modelo matemático para calcular la confiabilidad de un programa de producción, entendiendo a esta última como la probabilidad de al menos alcanzar el tonelaje planificado en cada periodo del programa. El trabajo realizado se enfoca en la minería subterránea de Block y Panel Caving, con múltiples niveles de infraestructura productiva (niveles de producción, traspaso y transporte). Se identificó qué partes de la infraestructura minera pueden ser analizadas como componentes individuales con el objeto de parametrizar la confiabilidad de cada una de ellas en función del número esperado de eventos de interferencia y las características productivas propias de dicha entidad, para luego, considerando las relaciones de conectividad dictadas por el diseño minero, modelar un sistema minero de Panel Caving tipo, como una reunión de componentes interconectadas. El modelo propuesto fue calibrado y validado con la información operacional histórica de los sectores DOZ-ESZ de PT Freeport Indonesia, recopilada entre los años 2000 y 2006, obteniéndose una dispersión entre el modelo y los resultados históricos que fluctúa entre un 2 y 6% para puntos de extracción, entre un 2 y 6% para túneles de producción y entre un 3 y 25% para piques de traspaso, dependiendo de los datos considerados para dicho análisis. Los resultados de los experimentos realizados en el modelo de confiabilidad propuesto indican que el sistema de manejo de materiales aguas abajo de los puntos de extracción es un subsistema fundamental para conseguir las metas productivas con una probabilidad de cumplimiento dada, debido a que los cuellos de botella en el flujo de mineral al interior del sistema minero se presentan mayoritariamente en los túneles de transporte y los piques de traspaso, no así en los puntos de extracción. Los resultados obtenidos muestran que la distribución del flujo de mineral al interior del sistema minero es relevante en la probabilidad de cumplimiento de un programa productivo, por lo que se recomienda especificar en éstos no tan sólo cómo se ingresa el mineral al sistema minero a través de los puntos de extracción, sino además por qué componentes debe pasar éste para alcanzar la planta de procesamiento. A su vez, los experimentos numéricos realizados permiten mostrar que el programa de preparaciones de una mina subterránea tiene influencia directa en la probabilidad de cumplimiento de un programa productivo dado. Considerando lo anterior, el modelo de confiabilidad propuesto permite localizar que componentes son críticas en el cumplimiento de un programa productivo dado y, con lo anterior, ser la base para proponer cambios en el diseño, el programa de preparaciones y el programa de producción de manera de entregar una promesa de valor que incorpore de manera explícita las capacidades productivas reales del sistema minero. Se recomienda utilizar el indicador de confiabilidad con precaución dado que los resultados obtenidos son fuertemente dependientes de los parámetros del mismo y éstos, al momento de ser estimados de información histórica operacional, hacen que la confiabilidad de los resultados sea dependiente de la calidad de esta información. Por otro lado, dado que el modelo de confiabilidad considera únicamente las capacidades productivas del sistema de manejo de materiales y no otras restricciones inherentes a la minería de hundimiento, se recomienda que los cambios realizados en los programas productivos basados en el modelo de confiabilidad sean reevaluados convenientemente.