Mina Esmeralda corresponde a uno de los 11 sectores productivos de la División El Teniente de Codelco, y desde su puesta en marcha, no ha podido cumplir con los planes de producción por diferentes motivos, desde problemas con la granulometría hasta colapsos en zonas de producción. Las labores de extracción en el sector oeste se emplazarán en pocos meses en un pórfido diorítico con baja frecuencia de fracturas las que además se encuentran selladas con un relleno muy resistente, lo que conduce a problemas de hundibilidad. Para enfrentar esta situación se propuso estudiar otras alternativas de explotación. El propósito de este estudio corresponde a evaluar técnica y económicamente la posibilidad de aplicar forzamiento en el sector señalado, comparándolo con el caso base de continuar la actual modalidad de hundimiento avanzado. Esta variante consiste en fracturar con explosivos la parte inferior de la columna de modo de obtener una granulometría más favorable que permita aumentar el ritmo de extracción y alcanzar la productividad planificada. Para llevar a cabo esta comparación se elaboraron programas de producción de ambas alternativas, con la ayuda de la herramienta de simulación X-PROD y aplicando la metodología desarrollada por la Superintendencia de Planificación de mediano y largo plazo de la División El Teniente. Esto permitió estimar los tonelajes y leyes en cada período. Los resultados obtenidos indican que la aplicación del forzamiento aumenta el costo de producción en 0,68 [US$/t] y requiere una inversión de 67 MUS$, mientras que el hundimiento avanzado solo requiere de 41 MUS$. Por otra parte, la evaluación económica determina un VAN de 204 MUS$ y de 190 MUS$ para el forzamiento y el hundimiento avanzado respectivamente, y análogamente una TIR de 89% y 113%. Finalmente, considerando la pequeña diferencia entre el VAN de las opciones analizadas y el margen de error asociado al nivel de ingeniería conceptual de este estudio, se recomienda no aplicar forzamiento en el sector oeste de la mina Esmeralda, tanto por la diferencia de inversión como por el riesgo asociado a condiciones de incertidumbre en cuanto a estabilidad, sismicidad y por sobre todo el monitoreo y control de las actividades requeridas para su aplicación.

Autor no autoriza el acceso a texto completo de su documento hasta el 15/1/2021. / Ingeniero Civil de Minas / En el presente trabajo se realiza el diseño de un Panel Caving Inclinado sobre un yacimiento a alta profundidad y una buena calidad de roca, con el objetivo de extender los pilares de producción mejorando así la estabilidad general de este. Desde un principio solo se consideran aspectos claves del diseño para luego realizar un análisis comparativo en términos económicos y de estabilidad. El diseño considera la realización de la socavación mediante el método de Sublevel Caving de manera longitudinal al yacimiento para luego efectuar la extracción continua por detrás del frente de hundimiento mediante estocadas orientadas perpendiculares a las galerías del Sublevel Caving. Las estocadas están conectadas con calles de producción, las cuales son paralelas a las galerías del Sublevel Caving en cada nivel de extracción. Ya que el método no restringe el largo para el carguío se considerarán galerías de 5 x 4.5 metros (ancho x alto) para permitir el tránsito de los equipos LHD de 15.2 yd3. El diseño posee principalmente dos parámetros que afectan la estabilidad y los costos. En primer lugar la distancia vertical entre niveles afecta el ángulo de inclinación global del sistema y las perforaciones de hundimiento, por lo cual, se decide fijar en 20 metros este valor para así obtener un ángulo global de 49° y una longitud de perforación máxima de 37 metros. El segundo parámetro clave es el largo de la estocada de carguío, un aumento en el largo de esta aumenta a su vez el largo del pilar, otorgándole así una mayor resistencia, sin embargo, aumenta también la cantidad de desarrollos mineros y la distancia recorrida por los equipos LHD, lo que implica costos de inversión y operación más altos. Finalmente se decide establecer un largo de estocada de 30 metros para balancear los efectos antes mencionados. El análisis económico refleja que la inversión en el sistema inclinado es 366 [US$/m2] más cara que el Panel Caving Convencional . El costo de operación de ambos sistemas es similar , pues a pesar de que los equipos LHD recorren una mayor distancia en el método inclinado, el rendimiento de estos contrarresta este efecto. Finalmente el análisis comparativo de estabilidad se realiza en tres dimensiones para reflejar las singularidades del método, obteniéndose que el Panel Caving Convencional posee mejores indicadores de estabilidad en las galerías de hundimiento, estocadas y pilares de producción, lo cual se debe principalmente a que la infraestructura minera de un Panel Caving Inclinado se encuentra expuesta al esfuerzo principal intermedio.

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

Ingeniero Civil de Minas / El plan de negocio asociado a la División Chuquicamata de CODELCO considera una transición desde la explotación por rajo abierto a una explotación subterránea utilizando el método de block caving, cuya tasa productiva en régimen alcanzará las 140 ktpd. Para sustentar el ramp-up de 7 años, y la consecutiva extracción en régimen de la mina, se ha estimado incorporar área socavada a 4.000 m2 al mes en los macro bloques (MB) centrales, valor que resulta desafiante según comparación con valores típicos de la industria. El objetivo general de este estudio es cuantificar, la tasa de incorporación de área socavada para el sector productivo de los 2 MB centrales de la configuración de block caving PMCHS. Como objetivos específicos se espera determinar si se satisfacen los requerimientos del proyecto y evaluar el comportamiento de la tasa en distintos escenarios. Siguiendo una metodología de simulación se construye un modelo computacional en el software de simulación ProModel®, que permite estimar la tasa de incorporación de área para un sistema que integra las operaciones de socavación, apertura de bateas, debilitamiento dinámico con explosivos (DDE) y extracción de mineral de producción. De acuerdo a 6 escenarios simulados (que consideran diferentes condiciones de simultaneidad de las actividades de incorporación de área), se observa que las operaciones de desarrollo de chimeneas piloto y perforación de tiros para el DDE limitan la capacidad de incorporación de área del sistema. Al adelantar estas operaciones en el escenario base con emulsión, se puede alcanzar 4.203 m2/mes, cumpliendo el requerimiento de la operación. La capacidad máxima del sistema se observa al evaluar el caso anterior pero con una altura de socavación de 10 m en vez de 20 m, alcanzando 5.560 m2/mes. Para el escenario con ANFO, no es posible cumplir el requerimiento a menos que se disminuya la altura de socavación a 10 m, llegando a los 4.417 m2/mes. Cabe destacar que, a pesar de que la implementación de una altura de socavación de 10 m parece ser beneficiosa para la tasa de incorporación de área, no se han cuantificado los efectos en el tiraje. Una altura de socavación más baja podría producir mayores colgaduras y una granulometría mayor en las primeras extracciones de mineral. Se recomienda estudiar estos factores antes de considerar esta opción como viable para el mejoramiento de la tasa. Según los resultados de sensibilidad, no se puede mantener una producción mayor a las 16 ktpd y cumplir con el requerimiento de incorporación de área. Se recomienda, adelantar apertura de área en meses donde es posible extraer a una tasa mayor a 4.000 m2/mes para poder compensar la falta de capacidad en el futuro. También se recomienda tener cuidado con la pérdida de horas operativas, y la baja de rendimientos de los jumbos radiales, ya que ambos han demostrado estar fuertemente relacionados a la tasa de incorporación de área. Por último, se recomienda fuertemente realizar una campaña de recolección de datos cuando comience el hundimiento de los MB centrales del proyecto el año 2019 para poder calibrar este modelo. Otra opción viable es realizar algunos ajustes al modelo para poder calibrarse con alguna mina en operación actualmente. Si se validan sus resultados podría ser de gran ayuda en la implementación de casos de estudio y futuros proyectos. / 17/11/2019

Magíster en Minería / El método block caving ha sido aplicado exitosamente como método subterráneo masivo para depósitos minerales extensos y profundos. Sin embargo, durante el proceso de propagación de la subsidencia hacia la superficie, el agua acumulada en el macizo o en superficie puede entrar a la columna de extracción, mezclándose con el material rocoso fragmentado. Cuando esta mezcla se produce con material rocoso fino, la entrada de barro puede convertirse en uno de los principales riesgos operacionales en minas de hundimiento. Por este motivo, la evaluación del riesgo de entrada de barro a los puntos de extracción representa un rol importante en la recuperación de reservas, tanto para el corto como para el largo plazo. Hasta la fecha, pocas investigaciones han abordado el análisis de las variables de riesgo claves asociadas con la entrada de barro; en consecuencia, aún existen importantes limitaciones relacionadas con la identificación y cuantificación del grado de asociación entre las variables de riesgo operacionales mineras y la entrada de barro. Esta investigación tiene por objetivo estudiar y cuantificar la influencia de las principales variables de riesgo asociadas con la entrada de barro, por medio del análisis estadístico utilizando datos mina colectados desde División El Teniente y el método de regresión logística. La metodología de la investigación está compuesta de tres etapas. En primer lugar, se llevó a cabo un análisis univariable para estudiar el grado de asociación entre las variables de riesgo y la entrada de barro. En segundo lugar, se empleó la regresión logística multivariable para analizar la interrelación de las variables de riesgo claves relacionadas con la entrada de barro. Como resultado, se obtuvo el mejor modelo predictivo ajustado para el corto y largo plazo, respectivamente, con la finalidad de estimar la probabilidad de entrada de barro. La calibración y validación de los modelos se realizó utilizando los datos minas con los cuales fueron construyeron, con el objetivo de medir la capacidad predictiva para la entrada de barro. Finalmente, se emplearon los modelos predictivos para crear mapas de susceptabilidad (zonas de riesgo en base a probabilidades) de entrada de barro, tanto para el corto como el largo plazo, los que permiten identificar zonas propensas a la entrada de barro en cada punto de extracción. A partir de los resultados obtenidos, las conclusiones de este estudio indican que las variables de riesgo claves corresponden a la cavidad de subsidencia (canalón de subsidencia), porcentaje de extracción de la columna in situ, infiltración de agua, uniformidad de la extracción, y área vecina con barro en los puntos de extracción. Adicionalmente, la capacidad predictiva de los modelos se consideró como aceptable para la estimación del tonelaje extraído antes de la entrada de barro, debido a que la precisión de los modelos fue estimada en 84% para el modelo de planificación de corto plazo y 81% para el modelo de planificación de largo plazo. Por lo tanto, los resultados presentados demuestran que, utilizados en condiciones óptimas de calibración y validación, estos modelos predictivos pueden servir como una importante herramienta para delimitar zonas susceptibles a la entrada de barro. Del mismo modo, estos modelos predictivos pueden ser utilizados para evaluar diferentes planes de producción del corto y largo plazo en minería de hundimiento. Esto último, podría permitir tomar decisiones preventivas que eviten o minimicen la pérdida de reservas causadas por el fenómeno de la entrada de barro. / Block caving has been succesfully applied as bulk undergroud mining method for large, deep orebodies. Once the cave subsidence propagates to the surface, the accumulated water may enter the extraction column. Because of that, wet muck entry has been identified as one of the major operational risks in cave mines. Therefore, the risk assessment of wet muck entry is an important part of ore reserve recovery process for both short and long-term mine planning. Up to date, wet muck entry key variables are poorly understood. Thus, additional studies to identify and quantify the degree of association between risk variables and wet muck entry are needed. This research aims to study and quantify the influence of the principal risk variables related to wet muck entry through the execution of several statistical analyses using mine data collected from El Teniente mine, and using the logistic regression approach. The research methodology considered three stages. First, a univariate analysis were carried out to study the degree of association between main risk variables and wet muck entry. Second, the multivariate logistic regression method was used to analize the interrelationship of key risk variables related to wet muck entry. As a result, a best-fitted multiple predictive models were obtained to estimate the likelihood of wet muck entry. The calibration and validation of the models were performed to estimate its prediction capability. Finally, the predictive models were used to create a group of wet muck entry susceptible maps to identify the risk zones prone to wet muck entry based on wet muck entry likelihood in each drawpoint. To conclude, this study indicates that the key risk variables for wet muck entry are topographic gutter, percentage of ore extraction from the in situ column, water infiltration, uniformity of draw, and neighboring wet muck area at drawpoints. In addition, since models accuracy were estimated as 84% for short-term planning and 81% for long-term planning, the predictive ability of the models were found to be reliable in terms of ore tonnage drawn prior to wet muck entry at drawpoints. Therefore, the results presented in this research demonstrate that; if the model is applied under optimal calibration and validation, these predictive models can provide an important tool to delineate zones prone to wet muck entry. Moreover, they can be also used to evaluate different short and long-term production plans for block caving, allowing preventive decisions that will avoid or minimize the ore reserve losses caused by the wet muck entry phenomena.

Ingeniero Civil de Minas / El objetivo principal de este trabajo es sentar las bases de la planificación de un plan de producción para la minería de Block Caving con unidad de explotación de macrobloques, en un horizonte de largo plazo, maximizando el valor actual neto según restricciones de riesgo en la disminución de producción. Mediante el análisis de datos históricos se evidencia que en la operación de la mina suceden eventos que producen una disminución en la producción a corto y largo plazo, lo que afecta el éxito del plan de producción. Esta probabilidad de éxito corresponde al riesgo producido por la variabilidad entre el tonelaje planificado y el tonelaje obtenido. Esta metodología de planificación permite incluir el riesgo basándose en la teoría de selección de portafolio aplicada en el rubro de las finanzas. Para cuantificar este riesgo se consideran dos componentes principales. Una componente individual asociada a la operación unitaria de un macrobloque, en función de sus condiciones operacionales, características productivas y parámetros típicos del diseño del nivel de producción. Y una componente grupal asociada a la operación en conjunto de macrobloques dictadas por el diseño del nivel de transporte. El caso de estudio corresponde a una mina M1 con un método de explotación de Block Caving que entrega la siguiente información: Plan de producción: permite obtener las reservas consideradas por la mina M1 , la planificación anual, y el área abierta por macrobloque. Simulación de variabilidad productiva de macrobloques: asocia al plan de producción una variabilidad en el tonelaje, producto de las condiciones y filosofía operacional, la cual permite cuantificar la componente individual del riesgo. Diseño de malla del nivel de transporte: diseño que al ser dividido en módulos de componentes interconectados en serie, en paralelo o mixto, asocia una variabilidad en el tonelaje debido a la operación de un set de macrobloques, para cuantificar la componente global de riesgo. De los resultados se obtienen seis set de planes de producción (riesgo, retorno), que conforman la frontera eficiente para el caso de estudio. Estos puntos indican que a mayor riesgo, el retorno es decreciente. El set que maximiza el VAN, asociado al mayor riesgo, corresponde al plan de producción de la mina M1 . Siendo posible identificar que existen set similares en VAN, con disminuciones considerables en riesgo, que permitirian una inversión más informada.

No autorizada por el autor para ser publicada a texto completo / Las actuales condiciones de operación de la minería por hundimiento producen bajas velocidades de extracción y costos operacionales que progresivamente han ido en aumento, lo cual impacta directamente en la rentabilidad de los proyectos. Los sistemas de altas velocidades de extracción (SAVE) surgen como una respuesta tecnológica de alta productividad, considerando equipos estacionarios de extracción y acarreo que funcionan en forma continua y simultánea. La planificación de los SAVE es diferente al sistema LHD tradicional, a causa de los disímiles montos de inversión que requieren y estructura de costo fijo y variable. El objetivo principal de éste trabajo es cuantificar el impacto económico que genera la implementación de un SAVE, para lo cual se considera el efecto que genera los SAVE en las variables que influyen en la planificación minera, principalmente en el método de explotación (Block/Panel Caving), estructura de costos, secuencias de explotación, alturas de columna y área activa. Las restricciones aplicadas al Panel Caving limitan la velocidad media de extracción del método, principalmente durante el proceso de propagación del quiebre (extracción del 30% de la columna mineralizada). Por el contrario un SAVE, aprovechando la simultaneidad de la extracción y aplicación del pre-acondicionamiento, puede ser explotado mediante un esquema de block caving, puede triplicar los rendimientos del área. La estructura de costos es completamente distinta al sistema LHD tradicional, siendo el costo fijo (preparación) el de mayor incidencia. El costo operacional se reduce considerablemente con respecto al sistema LHD tradicional (50%), lo cual genera un aumento de las alturas de columnas extraíbles debido a la disminución de las leyes de cierre. Finalmente se realiza una evaluación económica comparativa entre un SAVE y un sistema LHD tradicional, obteniendo un aumento de VAN del 18% que se debe principalmente a la reducción del gasto operacional y de preparación.

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.

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.