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 investigación y el desarrollo de modelos de flujo gravitacional de roca durante los últimos 100 años han sentado las bases del diseño y la planificación de minas que utilizan la metodología de hundimiento. Sin embargo, todavía no se ha comprendido por completo la física que define el flujo gravitacional. El presente trabajo de título tiene sus orígenes en la aparición de un cráter en un botadero ubicado dentro de la zona de subsidencia de la mina III Panel del yacimiento Rio Blanco, de la División Andina de Codelco, atribuible a la sobre extracción de un sector de la mina subterránea y la consecuente generación de un cono de extracción en superficie. Debido a esta interferencia operacional, se planteó la interrogante acerca de la relación existente entre la manera en que se produce la extracción de material y la ocurrencia de estos conos. Para abordar este problema, se propuso estudiar el desempeño de los Índices de Uniformidad sobre la extracción que reflejara la situación real y permitiera predecir eventos tales como el ocurrido en Andina. Como los resultados no fueron satisfactorios utilizando índices existentes, se desarrolló un nuevo índice de uniformidad denominado Slope Uniformity Index (SUI*), creado por el autor, el cual se define como la varianza de las tangentes entre la máxima diferencia de tonelajes de un punto y sus vecinos más cercanos. Utilizando datos históricos de Andina para el cálculo de este índice, se confirmó la hipótesis de la existencia de una estrecha relación entre el cono generado y la uniformidad de la mina, clasificando el índice SUI* a la extracción como desuniforme al momento de ocurrir el cono en Andina. Cuando SUI* es mayor a 0,02 la extracción es desuniforme, generándose un cono cuando se supera el valor 0,04. Entre 0,01 y 0,02 la extracción se determinó semiuniforme, mientras que para valores menores a 0,01, la extracción es uniforme. Adicionalmente, se propuso validar REBOP (Rapid Emulator Based on PFC), una reciente herramienta de modelación matemática que muestra el comportamiento del flujo en función de la extracción. Con el fin de evaluar su desempeño, se simuló la condición de conos ocurrida en Andina. Los resultados obtenidos determinaron que este modelo no fue preciso en identificar estos eventos, debido probablemente a la falta de componentes determinantes en el fenómeno de flujo gravitacional, como la gravedad. Sin embargo, REBOP requiere ser validado en otros aspectos, ya que representa una oportunidad interesante de aplicación en el desarrollo y planificación de minas de Block y Panel Caving. En escenarios como el del III Panel, el índice SUI* se proyecta como un parámetro adicional de entrada en el diseño y planificación minera, permitiendo anticipar eventos de extracción. Si bien los resultados obtenidos utilizando este índice son específicos para los datos y condiciones particulares de la mina en estudio, su aplicación se muestra prometedora para identificar este tipo de fenómenos. Se requieren pruebas adicionales con datos de otras minas para evaluar la generalización del uso de este índice en la predicción de eventos asociados a la extracción ante condiciones diferentes a las aquí evaluadas.

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 aplicación de métodos de caving en minas de gran profundidad se ha vuelto cada vez más frecuente, lo que se traduce en un incremento en las alturas de columna de mineral a explotar. Por este motivo, el material que fluye hacia los puntos de extracción se encontrará bajo un alto régimen de esfuerzos. El flujo gravitacional tiene un impacto sobre la recuperación de las reservas del yacimiento, por lo que resulta trascendental estudiar los mecanismos físicos que permitan comprender el proceso por el que un material hundido se mueve desde su posición inicial hasta los puntos de extracción bajo estas condiciones. El objetivo de esta tesis es mejorar el entendimiento sobre los mecanismos físicos en un flujo gravitacional confinado aplicado a minería de caving, a través de un set experimental. Para ello se diseña y construye un equipo de laboratorio capaz de replicar aproximadamente la magnitud los esfuerzos verticales existentes en la mina, para estudiar el efecto de la sobrecarga aplicada en la capacidad de fluir del material, medir la fragmentación y compactación del material durante los ensayos y medir el efecto del esfuerzo vertical en las zonas de flujo del material. A partir de diferentes ensayos se determinan las propiedades de corte, propiedades de resistencia, tamaños y forma del material. Los parámetros a variar en los ensayos corresponden al esfuerzo aplicado por la prensa hidráulica y el tamaño del material a utilizar. Los experimentos realizados muestran una clara influencia de la carga vertical aplicada en el comportamiento del flujo material granular. Entre mayor es la carga vertical, mayor es el grado de compactación, a su vez existe una mayor reducción de los tamaños de los fragmentos. Además existe una reducción en las características de flujo lo que resulta en colgaduras o arcos mecánicos donde el flujo no es posible a pesar de tener razones entre ancho del punto de extracción y tamaño de partículas mayores a 5 veces. Respecto al efecto del tamaño de partícula, éste no tiene un efecto significativo en la geometría de las zonas de flujo de extracción y movimiento bajo las condiciones establecidas en los experimentos realizados. El mecanismo físico que está principalmente presente en los experimentos que estudian el flujo gravitacional confinado, es el colapso de arcos donde la geometría de IEZ está controlada por la cantidad de masa extraída y los esfuerzos verticales aplicados. Por otro lado, el mecanismo de erosión no se observa a medida que el material es extraído desde el punto de extracción de manera aislada. Finalmente, a partir de los resultados experimentales, se desarrolla una aplicación en minería de caving que relaciona el régimen de esfuerzos a escala mina con los esfuerzos aplicados en los experimentos. La aplicación se enfoca en la capacidad de fluir del material variando de acuerdo al tamaño característico del material, diámetro del punto de extracción y los esfuerzos verticales aplicados.

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.

Ingeniero Civil de Minas / El objetivo principal de este trabajo de título es cuantificar el impacto que generan las interferencias operacionales (colgaduras, sobretamaño, barro, enllampamientos) en la productividad de una mina subterránea, explotada mediante el método panel caving, con el objeto de generar planes mineros, que reflejen las capacidades productivas reales del sistema minero. La planificación minera generalmente se realiza incorporando supuestos sobre el comportamiento productivo de la mina que se incorporan de manera heurística ex-post a la construcción de un plan, a través de factores de ajuste, generando resultados no reproducibles y que no utilizan formalmente la valiosa información recopilada en la operación de la mina, obteniendo como resultado planes mineros difícilmente alcanzables por la operación. Se estudió la frecuencia histórica de ocurrencia de eventos de interferencia en puntos de extracción para identificar sectores de alta, media y baja tendencia a la interrupción en el nivel de producción de la mina III Panel LHD de Andina entre los años 2003 y 2004. Mediante un modelo de simulación computacional, que describe el funcionamiento de una unidad productiva básica del sistema minero estudiado, se estimó la capacidad productiva máxima de los cruzados de acarreo de cada uno de los sectores identificados. Además se realizaron análisis de sensibilidad de la capacidad productiva en torno a distintas estrategias operativas y cantidad de recursos disponibles. Esto permitió construir nomogramas de productividad que permiten incorporar en el plan de producción una restricción que considera la productividad máxima potencial de distintos sectores de la mina, en función de una estrategia y una cantidad de recursos mineros disponibles. Los resultados muestran que la productividad del sistema minero depende al menos de la frecuencia de ocurrencia de eventos en sus diferentes componentes de infraestructura, del número de cuadrillas de reducción secundaria y de la estrategia de cierre de cruzados de producción para su reparación. Se observan diferencias desde un 1% hasta un 35% en la productividad mensual de los cruzados de acarreo por cambios de estrategia en el cierre de cruzados de producción y desde un 3% hasta un 77% por cambios en la cantidad de cuadrillas de reducción secundaria. De acuerdo a lo anterior, se recomienda integrar al proceso de planificación minera los nomogramas presentados en esta memoria de modo de disminuir las diferencias entre el plan y lo actual.

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.

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.