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Evaluación estadística de los factores de ajuste de la metodología de Mathews y su impacto en el diseño empírico de caserones

Fuenzalida Navarrete, José Ignacio January 2014 (has links)
Ingeniero Civil de Minas / El método empírico de diseño de excavaciones subterráneas de Mathews predice la estabilidad de un caserón en función de su tamaño y la competencia del macizo rocoso en un contexto minero. Una de las ventajas del método es que es simple de utilizar y se considera como una herramienta práctica, ampliamente utilizada en la industria para estudios conceptuales y de pre factibilidad. El objetivo de esta memoria es la evaluación estadística de los factores de ajuste del método y el impacto en el diseño empírico de caserones utilizando una base de datos que contiene un número suficiente de casos históricos (465) con información respecto al radio hidráulico, factores de ajuste, calidad de macizo rocoso y condición de estabilidad entre otros. La metodología propuesta consiste en cuatro etapas: 1. Definir una matriz de contingencia que discrimina entre casos reales versus casos hipotéticos. Esta matriz permite construir indicadores estadísticos que miden el desempeño de la(s) frontera(s) que define(n) a los estados de clasificación ( Estable , Falla y Falla Mayor ). El indicador estadístico utilizado en este estudio es el PSS (Pierce Skill Score) el cual toma valores entre 0 para un clasificador totalmente aleatorio y 1 para un clasificador perfecto. 2. Proponer una serie de análisis a realizar que contemplan configuraciones de factores de ajustes propuestos que deben ser sometidos a la metodología. Cada análisis entrega por resultado indicadores de desempeños y una frontera de clasificación asociada. 3. Definir un criterio para seleccionar un nuevo factor, este consiste en escoger aquellos factores que mejoren el desempeño de la línea base, la cual queda definida al aplicar la metodología a las fronteras más recientes disponibles en la literatura. 4. Medir el impacto en el diseño empírico de caserones que tendrían nuevas propuestas de factores. Un primer resultado del estudio indica que se deben agrupar los casos Falla y Falla Mayor en un solo estado de clasificación denominado Inestables . El indicador del estado Falla es deficiente en relación a los de los estados restantes y no permitiría su predicción. Un segundo resultado es que si ciertos factores no influyeran en el método, el desempeño que se obtiene sería el mismo que el de la línea base, lo que contradice la función de los factores de ajuste por tanto resulta indispensable encontrar mejoras al desempeño base. Se encontraron cinco factores que aumentaron el desempeño base. De estos factores es clave destacar que son menos conservadores que los originales en su forma, sin embargo esto no resta un argumento suficiente para establecer que los diseños también lo serían. Por esta misma razón, se cuantificaron los cambios en radio hidráulicos admisibles. Para ello se simularon 1000 casos respetando las distribuciones originales de los inputs de método. Los resultados señalan que solamente una propuesta de factor (Nuevo Factor A) entrega radios hidráulicos en promedio un 20% mayores con una desviación estándar del 20% respecto a los que otorgaría la línea base. Por lo tanto los diseños son, en su mayoría, menos conservadores lo que implicaría un aumento de reservas en un yacimiento a explotarse mediante un método de excavaciones subterráneas sin soporte.
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Modelo de esfuerzos in-situ para Chile y su incidencia en el diseño minero subterráneo

Galarce Castro, Tania Francisca January 2014 (has links)
Ingeniera Civil de Minas / Los esfuerzos in situ son aquellos que son intrínsecos del macizo rocoso y se dividen en esfuerzo tectónico y gravitacional. Estos son una de las condiciones iniciales más importantes para estimar las solicitaciones que pueden desarrollarse en una obra de ingeniería de rocas. El buen conocimiento permite diseñar adecuadamente las labores mineras, obteniendo así excavaciones estables y más seguras. El objetivo general de este trabajo es desarrollar una metodología que permita ajustar estadísticamente un modelo representativo de una base de datos de mediciones de esfuerzos in situ, junto con relacionarlo con el tectonismo de la región. La metodología propuesta para establecer el modelo de esfuerzos in situ queda dada por cuatro partes: 1. Filtrar la base de datos, usando el criterio de Chauvenet para la carga litostática y la regresión lineal del criterio de Mohr-Coulomb. 2. Formar el modelo sujeto a tres restricciones: intervalo de confianza del criterio de Mohr-Coulomb, primer invariante de esfuerzos y razón de esfuerzos b=(σ_2-σ_3)/(σ_1-σ_3). 3. Plantear una serie de modelos que se diferencian en su cantidad de parámetros. La función objetivo se define a partir de los errores cuadráticos entre los esfuerzos principales del modelo y la base de datos. Para identificar el modelo óptimo se utiliza selección estadística de modelos. 4. Calcular las orientaciones para el modelo seleccionado. Los modelos obtenidos se comparan con modelos propuestos por otros autores y aceptados en la literatura. Esta comparación entrega magnitudes y orientaciones de los esfuerzos consistentes, lo que permite concluir que la metodología presentada estima adecuadamente el comportamiento de la base datos. La siguiente tabla presenta el tensor de esfuerzos obtenidos para Chile y Canadá. Chile Canadá Grad. [MPa/m] Inter. [MPa] Grad. [MPa/m] Inter. [MPa] EN 0,002 0,000 0,002 0,121 EV 0,010 0,309 0,005 0,000 NV 0,007 0,235 0,006 0,000 EW 0,021 9,462 0,020 10,387 NS 0,011 5,648 0,028 18,200 V 0,027 0,000 0,026 0,000 Se evalúa el impacto de los esfuerzos in situ en el diseño de diversas labores mineras subterráneas, tales como pilares, caserones y galerías. Las variables utilizadas para medir el impacto son: la carga promedio sobre el pilar, la magnitud de la sobre-excavación en caserones, la zona fracturada en túneles y el impacto en el diseño de soporte en galerías. Los resultados ilustran que cuando los esfuerzos presentan un comportamiento hidrostático la estabilidad de las excavaciones es mayor. Se aprecia que las tendencias obtenidas en función de la razón de esfuerzos horizontales y verticales (k), son lineales para pilares, caserones y túneles. En el caso del soporte el espaciamiento de los pernos disminuye y el espesor de shotcrete aumenta, a medida que aumenta la razón de esfuerzos k. Parte de este análisis demuestra que existen diversos factores que afectan el diseño de labores mineras, sin embargo, es importante como paso inicial y base conocer el estado preexistente en la roca y sus propiedades geomecánicas.
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Modelamiento numérico de esfuerzos para métodos empíricos de estabilidad de caserones

Pérez Carrasco, Ernesto Rodrigo January 2015 (has links)
Ingeniero Civil de Minas / Los métodos de estabilidad gráficos corresponden a una herramienta empírica de diseño en donde se relacionan el tamaño de la geometría excavada, la competencia del macizo rocoso y la estabilidad de la excavación. Uno de los parámetros que incide en la estabilidad del caserón corresponde al factor de esfuerzos A , el cual es función de los esfuerzos inducidos sobre la pared y el UCS de la roca. Para la obtención de estos esfuerzos, Mathews (1981) desarrolló gráficos derivados del modelamiento numérico 2D en función de los esfuerzos in-situ y la geometría de la excavación. El objetivo de esta memoria es el desarrollo de nuevos gráficos de estimación de esfuerzos inducidos a partir del modelamiento numérico 3D y el análisis del impacto que éstos producen en el cálculo del factor A y en consecuencia en el diseño de caserones. La metodología propuesta consiste en 2 etapas: Modelamiento numérico, la cual se centra en la realización de curvas para estimación de esfuerzos inducidos, utilizando el software de modelamiento numérico en tres dimensiones RS3, con el objetivo de extender a geometrías 3D los gráficos propuestos por Mathews. Impacto en el diseño, se centra cuantificar el impacto generado en el cálculo del factor de esfuerzos. Para esto se realizan 1000 casos sintéticos de caserones, con diferentes geometrías y distintas condiciones de esfuerzos, a los cuales se les calcula el factor de esfuerzos utilizando tanto las curvas de Mathews como las nuevas curvas. Finalmente se aplican estos resultados a la base de datos de Mawdesley (2002) de manera de observar el impacto generado en el gráfico de estabilidad y en el radio hidráulico máximo permisible. El primer resultado de este estudio indica que en el caso de techos y paredes de término, las nuevas curvas de esfuerzos inducidos, derivadas del modelamiento numérico 3D, presentan grandes diferencias con la curvas propuestas por Mathews, esto repercute significativamente en el cálculo del factor A, pudiendo obtenerse resultados completamente distintos dependiendo de los gráficos utilizados. Por su parte en el caso de las paredes de término no se observan diferencias significativas entre ambos gráficos. Con respecto al impacto en el diseño, el principal resultado obtenido muestra que la utilización de las nuevas curvas de estimación de esfuerzos sobre techos y paredes de término trae como consecuencia la obtención de radios hidráulicos permisibles significativamente mayores a los de la metodología convencional, observándose diferencias promedio de 20% y 30% respectivamente. Por su parte, en el caso de las cajas no se observa un impacto significativo. Finalmente se recomienda la utilización de una base de datos histórica que contenga la totalidad de la información requerida (geometría de caserones y esfuerzos in-situ) con el propósito de evaluar de una manera más prolija el impacto de las nuevas curvas.
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Interpretación de la Sismicidad Inducida por Minería de Caving

Bayuargo, Mahdi January 2009 (has links)
No description available.
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Cálculo de envolvente económica para minas de caving bajo incertidumbre geológica

Vargas Vierling, Emilio André January 2014 (has links)
Magíster en Minería / Ingeniero Civil de Minas / La planificación minera en su práctica usual, está basada en un enfoque determinista en los términos de referencia a utilizar, ignorando las incertidumbres presentes en los datos de entrada. Siendo la incertidumbre en las leyes de mineral una de gran importancia, debido a su impacto en la estimación de reservas y en el negocio. Usualmente ésta es modelada mediante simulaciones geoestadísticas, dejando en evidencia la existencia de resultados más confiables que los obtenidos mediante métodos convencionales. Muchos trabajos de investigación que consideran la incertidumbre en las leyes minerales, están aplicados a minería a cielo abierto, dejando de lado cálculos en minas subterráneas, y en particular para minas de block/panel caving que son de interés para el presente trabajo. La metodología tradicional del cálculo de reservas, para este último método de explotación, se realiza mediante el cálculo de la ubicación del piso económico o footprint y la envolvente económica, comúnmente calculadas en la industria por el software PCBC de Geovia, el incorporar incertidumbre en este software, requeriría de múltiples iteraciones manuales. Motivado por lo anterior, este trabajo muestra una metodología que permite calcular la envolvente económica de una mina a ser explotada por el método de block/panel caving incorporando la incertidumbre geológica, permitiendo elegir la ubicación del nivel de producción mediante el cálculo del piso económico y estimar las reservas presentes en la envolvente, esto último se realiza, utilizando el algoritmo de pit final inverso y considerando un cierto porcentaje de confiabilidad. La metodología implementada, es aplicada a un yacimiento real a partir del cual se generan los casos de estudio determinista y bajo incertidumbre. La herramienta creada fue validada contra el software PCBC, caso determinístico, obteniendo una diferencia del orden del 10% en términos de valor económico del footprint, traduciéndose en diferencias de hasta 50 metros en la cota de ubicación del piso económico. El caso bajo incertidumbre considera 1,000 simulaciones geoestadísticas del yacimiento, sobre las cuales se realizó el cálculo, pudiendo evidenciar que tanto la forma de la envolvente como la ubicación del piso económico varían en cada escenario de leyes, observando una tendencia a ubicar el piso económico en los cinco niveles más profundos. De este último caso, en promedio se obtuvieron reservas del orden de 500 Mton con una ley media de 0.954% de cobre, y un área productiva del orden de 462,000 m2, correspondiendo a un valor de envolvente mayor que 7,000 MUSD. Realizando un análisis de riesgo a estos últimos resultados, se tiene que el valor de la envolvente puede ser 2,600 MUSD mayor, o 1,800 MUSD menor que el valor predicho con un 5% de probabilidad.
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Recirculación Controlada en Minería Subterranea

Gutiérrez Aravena, Claudio Alejandro January 2010 (has links)
Motivado por los nuevos proyectos de block caving a realizarse en Chile, y ante las demandas crecientes de ventilación, sumado al aumento del costo de la energía, se ha decidido revisar la tecnología de recirculación controlada de aire. La cual consiste en usar parte del aire viciado, sacando parte del principal contaminante, el polvo, y reintroducirlo a la alimentación del circuito de ventilación, mezclando con aire fresco, proveniente del exterior de la mina de manera de movilizar menos aire desde el exterior de la mina, aumentando localmente el caudal en los lugares donde se necesita, manteniendo los niveles de las concentraciones de los distintos contaminantes en la inyección a las frentes de trabajo, como una fracción de los límites establecidos en la normativa, y alrededor del límite ponderado permisible en la salida. Debido a que en los trabajos revisados sobre recirculación controlada, no se planteó explícitamente como principal objetivo el reducir el caudal en la entrada, fue necesario establecer un modelo de concentraciones y caudales, que permitiera identificar las variables relevantes. Se identificaron tres variables sobre las cuales el planificador tiene que decidir: Caudal de entrada, Fracción Recirculada y Eficiencia de filtrado. Planteando un caso de estudio sintético, en el cual se revisarían los caudales, consumos energéticos, costos e inversiones para la ventilación de un bloque de un nivel de producción de una mina de block caving. Se encontró que el caudal de entrada no puede ser disminuido mas allá de cierto punto, debido a las restricciones de concentraciones impuestas para el monóxido de carbono, el segundo contaminante en importancia que además no puede ser filtrado, sino que solamente puede ser controlado mediante dilución con el caudal de entrada. Esta reducción de aproximadamente un 20% en el caudal de entrada, para todos los casos revisados, supone un ahorro en el costo energético de un 51,2% por concepto de menor movimiento de aire desde la frente. La diferencia entre una alternativa de filtrado y otro, hace que, a partir de cierto punto llamado eficiencia crítica, a mayor eficiencia de filtrado, menor es la fracción recirculada necesaria para alcanzar la misma reducción de caudal de entrada. Esta eficiencia de filtrado, se relaciona de una manera no explícita con los costos de inversión, operación y mantención de dicha alternativa, por lo cual el problema de que sistema de filtrado escoger, no puede ser resuelto de manera analítica como un problema de optimización, por lo que se debe investigar cada alternativa por separado. Paralelamente, se investigaron características propias del funcionamiento de los distintos sistemas de filtrado, para lograr obtener algunos indicadores claves. Se puso especial cuidado en la investigación de las cámaras decantadoras, debido a su casi nulo costo de operación, y en el estudio de los precipitadores electrostáticos, para lograr aislar los distintos consumos energéticos involucrados. Los resultados muestran que a partir de cierto punto en cuando a distancia de la entrada de la mina, o costo energético de llevar el aire desde la entrada de la mina, hasta el nivel de ventilación, el ahorro energético debido al menor movimiento de aire desde la frente, las alternativas de recirculación controlada, comienzan una a una a ser más atractivas desde el punto de vista económico que la ventilación tradicional.
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Explotación subterránea del yacimiento Campamento Antiguo Codelco Chile - División Salvador

Díaz Araya, Cristián Florencio January 2013 (has links)
Magíster en Gestión y Dirección de Empresas, Versión Industria Minera / El objetivo principal de este trabajo, es estudiar el potencial económico, de los recursos remanentes del yacimiento Campamento Antiguo y así poder rentabilizar estos recursos, mediante una alternativa diferente de explotación, como lo es, el sistema subterráneo a través del método Block Caving. En la actualidad, División Salvador explota yacimientos del tipo oxidados y sulfurados, los primeros se presentan como cuerpos satélites explotados en forma de rajos como lo es, Damiana y Campamento Antiguo y por otra parte la mineralización de sulfuros explotada con método subterráneo, esto es en el caso del yacimiento Rampa Inca. El plan de negocio 2012 de la División (PND 2012 DSAL), analizó la factibilidad técnico económica de explotar una nueva fase de Campamento Antiguo, sobre la actual fase 5. Así se definió la nueva fase 6, que permite extender la vida útil del rajo hasta el año 2018, llegando a su límite económico, principalmente por el aumento considerable de la relación lastre/mineral. Por lo tanto los recursos remanentes de Campamento Antiguo no son económicamente atractivos de recuperar a través del método rajo abierto, posterior a la extracción de la fase 6. Según lo expuesto se propone analizar mediante método subterráneo, una alternativa, que permita rentabilizar estos activos mineros remanentes y por lo tanto agregar valor al negocio divisional. El estudio parte, con la obtención y revisión de antecedentes que corresponde a la etapa de búsqueda de información de ingenierías anteriores, índices económicos relevantes, información GEO-minero-metalúrgica, que será el punto de partida y el sustento de las evaluaciones a realizar, el modelo de bloques de yacimiento Campamento Antiguo. Como conclusión, la evaluación económica de la Alternativa arrojó en esta etapa, que el escenario evaluado es interesante para la explotación de este recurso remanente. Por lo tanto se recomienda profundizar el estudio, pasando a las siguientes etapas de evaluación como lo es la pre factibilidad, ya que las evaluaciones económicas y la tasa interna de retorno dan números positivos, por lo que estaríamos frente a uno de los objetivos de la corporación, que es dar valor al negocio.
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Geotechnical characterization and methodology for a risk evaluation of ore related to mud rushes in block/panel caving mining

Basaure Matsumoto, Kenji Andrés January 2016 (has links)
Magíster en Minería / Los bombeos de barro son un ingreso repentino de mineral barro dentro de instalaciones mineras subterráneas. Pueden causar daños a personas y equipos, retrasos de producción, dilución, y cierre de minas. El objetivo de este trabajo es caracterizar a través de ensayos geotécnicos de laboratorio el barro de una mina de block/panel caving para proporcionar razones mecánicas para la falla fluida de este material mientras es extraído. Además se busca desarrollar un método para establecer pautas de decisión y aplicarlas a muestras de barro. Se ha utilizado muestras de mineral proveniente de puntos de extracción cerrados por potencial riesgo de bombeos de barro en la mina Diablo Regimiento, El Teniente, las muestras representan tres tipos de mineral barro presentes en la mina. De la caracterización se obtiene que las muestras tienen tamaños de partícula correspondientes a grava, arena, limo y arcilla, en donde las partículas finas se clasifican como limo y arcilla de baja plasticidad. Las muestras presentan leves diferencias una de otra en cuanto a contenido de finos, densidad y empaquetamiento. La resistencia del mineral a condiciones no confinadas es evaluada variando la densidad y el grado de saturación, esto permite observar que la densidad relativa es la variable más importante que gobierna la resistencia no confinada. Ensayos triaxiales consolidados saturados muestran una relación lineal entre la resistencia deviatórica y el esfuerzo confinante efectivo, esta relación es encontrada para las muestras evaluadas. La resistencia deviatórica se relaciona con la capacidad de fluir ante condiciones triaxiales, en consecuencia podría estar relacionado con los bombeos de barro. Ensayos triaxiales no consolidados saturados muestran una baja resistencia deviatórica máxima muy baja, seguida de licuación estática, lo que resulta en valores de resistencia residual cercanos a cero. Llevados a la minería estos resultados se relacionan con la tasa de extracción y las condiciones de saturación: Una alta tasa de extracción puede generar condiciones no consolidadas, haciendo que la resistencia del mineral tenga valores cercanos a cero, mientras que una baja tasa de extracción generaría condiciones consolidadas, en donde el mineral puede expulsar la presión de poros y tener mayor resistencia. Si el mineral se encuentra en condiciones no saturadas presenta un riesgo menor, ya que desarrolla incluso resistencia uniaxial. El cono de Abrams se utiliza para desarrollar ensayos de asentamiento a muestras de barro y caracterizar la consistencia del mineral ante distintas condiciones de saturación y densidad. La resistencia no confinada también se evalúa para distintas condiciones de saturación y densidad. Estos resultados permiten establecer una relación entre la consistencia y la resistencia no confinada: las condiciones para una consistencia fluida en el cono de Abrams son las mismas que generan una baja resistencia no confinada. También se encontró el contenido de humedad al cual cada muestra cambia su consistencia de plástica a suave de acuerdo a los ensayos de asentamiento. Estos valores fluctúan de 12.2% a 16.9% de humedad dependiendo de la muestra. Finalmente se define un factor de seguridad a la fluidez para diseñar una pauta de extracción basada en humedad a las muestras evaluadas. Se concluye que un mineral altamente compactado no tiende a fluir, además las propiedades fluidas del mineral dependen fuertemente de las propiedades específicas de cada tipo de mineral, en consecuencia un criterio específico debe ser desarrollado para cada tipo de mineral en una misma mina.
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Estudio de FlowSim como una herramienta de simulación de flujo gravitacional

Rojas Atao, Jaime Arturo January 2017 (has links)
Ingeniero Civil de Minas / El Block Caving es un tipo de extracción minera vigente como método para viabilizar la recuperación de cuerpos minerales ubicados a gran profundidad (Chuquicamata subterránea, Grasberg Block Cave, DMLZ). Aunque se han hecho esfuerzos para el entendimiento del fenómeno de extracción que ocurre en el Block Caving, flujo gravitacional, existen todavía interrogantes sobre cuáles son los parámetros que más inciden en su desarrollo. FlowSim es un simulador que modela el comportamiento del flujo gravitacional a través del concepto de autómatas celulares. FlowSim cuenta con la implementación de algunos mecanismos de flujo gravitacional, carta de extracción, rilling y flujo preferencial. Estos parámetros le han concedido al programa buena precisión en la predicción de leyes y dilución, para un alcance temporal de largo y mediano plazo, sin embargo, queda pendiente la precisión para el corto plazo. El trabajo de investigación tiene como objetivo la evaluación y mejora del software FlowSim como herramienta de modelamiento de flujo gravitacional. Se realiza en primera instancia el estudio de las zonas de extracción determinadas por los trazadores ubicados en terreno. Se observa sus principales características y luego se calibra el simulador en base al tonelaje de salida de los trazadores. La evaluación se efectúa contrastando las características que el simulador no toma en cuenta y se plantean metodologías de implementación con el propósito mejorar el simulador. El análisis de las zonas de extracción da como resultado que la uniformidad (Susaeta 2004) y la granulometría tienen un rol importante como parámetros del flujo, sin embargo, la uniformidad tiene mayor preponderancia en el flujo. Mientras el índice de uniformidad de los puntos que componen una batea sean del mismo tipo (uniforme, semiuniforme y aislado) y tengan valores parecidos de tonelaje extraídos de ese tipo (< 5 %), el flujo tiende a desarrollarse de forma regular. Por otro lado, si los puntos analizados presentan más del 60% del tonelaje de extracción aislada siempre ocurrirá flujo irregular. Finalmente, solo cuando el índice de uniformidad sea distinto para los puntos de extracción en análisis la granulometría incidirá siginificativamente. El análisis de altura de extracción y altura de posicionamiento de los trazadores da como resultado la contracción del diámetro de las zonas de extracción, para los trazadores ubicados por sobre los 50 m del nivel de hundimiento. El diámetro de la zona de extracción pasa de 36m a 22 m desde los 50 m. Esta característica observada difiere de lo reproducido en la simulación de FlowSim. La calibración muestra un error de predicción del tonelaje de extracción de los trazadores de 16 kton, no obstante, las replicas muestran formas similares de las zonas de extracción reales y emuladas. En base al hallazgo de contracción del diámetro de la zona de extracción obtenida, se plantea la implementación del cave back y el efecto de porosidad variable en altura. Mientras que la implementación del cave back se basa en observación de terreno; la porosidad variable en altura tiene su justificación debido al fenómeno de fragmentación secundaria, fenómeno que disminuye la granulometría durante el proceso de extracción. Ya que se observa del análisis de las zonas de extracción generada por los trazadores que, la granulometría pasa a ser la variable principal del flujo cuando la uniformidad de los puntos de una batea difieren (>5%), la implementación de la porosidad en altura tiene plena justificación. La implementación de estos mecanismos complementará los buenos resultados del simulador y de esta forma ayudará al aporte de FlowSim sobre el modelamiento del flujo gravitacional.
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Metodología de asignación de recursos en desarrollos de minería subterránea

Lavado Abarzua, David Sebastián January 2014 (has links)
Ingeniero Civil de Minas / El proceso de fragmentación en minería de Block/Panel Caving es muy importante pues este influye fuertemente en el éxito y rentabilidad del proyecto a través de criterios de diseño, productividades, costos y rendimientos en la operación. Para el caso de mina el Teniente, esto es de particular importancia debido a la presencia de una roca masiva y competente. Esta roca se caracteriza por prácticamente no presentar discontinuidades abiertas aparte de las que conforman los sistemas de fallas, sin embargo, posee un enrejado polidireccional de vetillas o Stockwork en una alta frecuencia. Estas vetillas poseen un efecto importante en la resistencia y deformación del macizo, en particular, en el proceso de desarme de roca durante el hundimiento. Esto ha sido corroborado por diversos estudios de fragmentación en puntos de extracción, en donde se observa que la mayor parte de caras de colpas corresponden a estructuras geológicas preexistentes. Dentro de este marco, este trabajo propone el estudio del modo de ruptura de una configuración de probetas de material tipo Stockwork para distintas litologías, con el fin de observar la influencia de las vetillas en una condición de carga multicontacto similar a la ocurrida durante el proceso de fragmentación secundaria en la columna de material quebrado. Para esto, se desarrolla un total de 5 ensayos, 4 de estos sobre probetas de 10 cm de largo sobre las unidades CMET FW, CMET HW, Dacita y Diorita y un quinto ensayo sobre la unidad CMET HW con probetas de 3.9 cm de largo. Cada ensayo involucra la carga vertical de 16.52 MPa a 35 probetas en una configuración compacta, confinadas por un medio granular al interior de un cilindro de acero. Los resultados muestran que bajo las mismas condiciones de esfuerzos ciertas unidades presentan una mayor ruptura de probetas que otras y una mayor o menor influencia de las vetillas en su ruptura, generalmente a través de rupturas mixtas con participación de vetillas y matriz (tipo B). De esta forma se observa que la unidad CMET FW es el ensayo que logra la mayor ruptura de probetas seguidas por las unidades Dacita, CMET HW y Diorita, sin embargo, las vetillas poseen mayor relevancia en la unidad CMET HW con un 75% de las rupturas con influencia de vetillas seguidas por las unidades CMET FW y Diorita con un 66.7% y 63.1% respectivamente. Para el caso de la unidad Dacita se observa un 44% de las rupturas con influencia de vetillas. Junto con esto, se observa que para probetas con una razón de aspecto menor, disminuye la ruptura por vetillas y aumenta en gran medida la ruptura por roca, teniendo una gran influencia las zonas de contacto entre estas. Relativo a la ruptura de vetillas, no se observa una gran influencia de parámetros geométricos como son el JRC y el espesor en la ruptura, tampoco se observa alguna relación clara respecto del tipo o subtipo de vetilla, sin embargo, la mineralogía y la orientación de las vetillas en el ensayo presentan una gran relevancia. Respecto a la mineralogía, se observa una disminución del porcentaje de Cuarzo y un aumento en el porcentaje de Calcopirita, Anhidrita y Bornita en las vetillas con ruptura en comparación a estos valores para la población total de vetillas presentes en los ensayos. En relación a la ruptura de vetillas según el porcentaje de minerales duros presente en su relleno, se observa que en los ensayos CMET FW, CMET HW y CMET HW 2 existe una tendencia clara de ruptura de vetillas blandas, la cual es algo menos notorio para la unidad Diorita y que no es posible apreciar para la unidad Dacita. Respecto a la orientación, se observa una tendencia a la ruptura de vetillas con una disposición vertical por sobre vetillas sub horizontales dentro de la disposición del ensayo. De esta forma, este ensayo posee el potencial de ser una metodología complementaria para el estudio de la fragmentación secundaria.

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