En este trabajo de título se estudia la validez del modelo cinemático para el problema de flujo gravitacional de partículas granulares no cohesivas. El flujo gravitacional es el mecanismo por el cual la roca fragmentada se moviliza en la minería por hundimiento (subterránea). El modelo cinemático es un modelo fenomenológico que queda definido por una ecuación de difusión de la velocidad vertical de las partículas, siendo el coeficiente de difusión el parámetro a calibrar a partir de datos experimentales. La solución analítica de este modelo ha sido utilizada de manera exitosa en otros estudios, lográndose obtener buenas concordancias con datos experimentales de modelos físicos. La solución analítica utiliza una serie de simplificaciones y no considera condiciones de borde adecuadas que le permitan predecir de manera correcta las geometrías de las zonas de flujo. En particular, no considera la condición impuesta por el ángulo de fricción interna del material granular. Además, no se ha validado para múltiples puntos de extracción interactuando entre sí. Se implementó el modelo numérico 3D, utilizando Comsol y MATLAB, considerando condiciones de borde derivadas de la observación de experimentos en modelos físicos y se procedió a la calibración utilizando resultados experimentales con un punto de extracción aislado. Luego se validó el modelo en los experimentos con múltiples puntos de extracción, donde las zonas de flujo interactúan entre sí. Los resultados de la validación corroboran el modelo, encontrándose errores cercanos al 10%, lo que es razonable para este tipo de modelos. La modelación contempló tanto un punto de extracción como la interacción entre múltiples puntos. Se concluye que el modelo resulta adecuado para describir el comportamiento de material granular extraído desde uno o varios puntos de extracción, haciéndolo candidato como herramienta para el diseño de minería por block caving. Se hace necesario en futuros trabajos considerar una validación a escala industrial (datos reales), considerar el efecto de subsidencia y la migración de finos. De este modo, el modelo resultará una completa y adecuada herramienta de apoyo en el diseño de minas por block caving.

El proyecto panel 4 de la mina Teniente 4 Sur Codelco Chile forma parte de la cartera de proyectos de contingencia de la división, que tiene por finalidad recuperar reservas de buena ley en sectores colapsados, que fueron abandonados con una baja extracción.. Se define aplicar el método de explotación por hundimiento Panel Caving basado en los resultados de la metodología de Nicholas, considerando: • El tipo de roca en donde se encuentra emplazado el polígono a explotar. • La experiencia positiva adquirida en la recuperación de reservas en los colapsos de los paneles 1 y 2 del lado norte de la misma mina Teniente 4 Sur. No se considera la construcción de un nivel de hundimiento, ya que el sector fue hundido previamente y se extrajo hasta un 5% de su tonelaje, por lo que se aprovecha la excavación de las zanjas del nivel de producción, para generar la socavación y de esta manera recuperar las reservas del área superior colapsada. El nivel de producción del proyecto Panel 4 Teniente 4 Sur, se emplaza en la misma cota donde se encuentra el subnivel de ventilación (SNV) de Teniente 4 Sur, abarcando un área de 16.300 [m2 ], a una cota 2.341 [m.s.n.m.]. La producción se entrega a los cruzados 55 y 60 de FFCC Teniente 5 y desde allí es destinada a la planta de beneficio ubicada en Colón. La malla de extracción considerada es de 15 [m] x 17,2 [m], con orientación de las calles N-S y las zanjas ubicadas en posición N 60º W. Las reservas quebradas sobre el nivel de producción propuesto del Panel 4, corresponden a 15,4 millones de toneladas con ley media de 1,27 [%] CuT. El proyecto considera un tiempo de desarrollo y construcción de 8,8 meses. La producción estimada para el primer año de 3.300 [tpd], alcanzando un régimen de 7.000 [tpd], desde el segundo año con un tiempo de vida de 7 años. La evaluación económica para el proyecto entrega un VAN de 138.541 [KUS$] Se recomienda asegurar el hundimiento del sector sur del Panel 4 con un frontal caving en retroceso (de norte a sur) en el nivel de producción antiguo, antes de quemar las zanjas del nuevo nivel.

Ingeniera Civil de Minas / Cumplir con los proyectos de preparación minera asegura la continuidad operacional de los procesos de extracción de mineral, por lo tanto, la gestión de los recursos y el control de las actividades programadas son clave para obtener los resultados esperados y asegurar la producción. La planificación de la preparación minera actualmente no considera variabilidad en sus cálculos debido a que ésta se basa principalmente en rendimientos estimados mediante planillas de cálculo. Planificar de esta manera no permite incorporar todas las interferencias que se dan en proyectos de preparación minera, y por lo tanto, cuantificarlas con anticipación. Debido a esto, el objetivo de esta investigación es proponer una metodología para crear un modelo de simulación que incorpore interferencias operacionales enfocado a desarrollos horizontales con múltiples frentes en minería de Block/Panel Caving. La metodología propuesta consta de 8 etapas: formulación del problema, modelo conceptual, recolección y análisis de datos, modelo computacional, verificación del modelo, validación del modelo, definición de escenarios y análisis de sensibilidad, y finalmente, documentación de los resultados. Con el objetivo de aplicar esta metodología y analizar sus resultados se crea un modelo de simulación utilizando el software de simulación de eventos discretos ProModel. Para ello se consideró un caso base que considera el desarrollo de cuatro frentes múltiples realizadas por perforación y tronadura en un nivel de producción de una mina explotada por Block Caving. Las principales interferencias consideradas en el modelo de simulación son: fallas, mantenciones programadas y petroleo de los equipos principales asociados al desarrollo de las calles, demoras por traslado de personal en los cambios de turno y colación, disponibilidad de servicios en la frente (aire compromido, agua, energía eléctrica), uso de rutas exclusivas durante el traslado de marina con LHD y curva de aprendizaje que afecta los resultados al inicio de la simulación. A pesar de que el modelo de simulación creado es un modelo optimista (roca de buena calidad), el rendimiento promedio es de 224 m/mes cuando se desarrollan las cuatro calles por completo (350 metros cada una), rendimiento que se encuentra dentro del rango esperado en proyectos de este tipo. Dentro de las principales conclusiones se obtiene que el uso de la simulación como herramienta para planificar permite incorporar y cuantificar el impacto de las interferencias operacionales en el sistema, por lo tanto representa una mejora a lo que se realiza actualmente. Además, la metodología propuesta deja en evidencia que la elaboración del modelo conceptual es una de las etapas más relevantes debido a que es una guía de construcción para el modelo de simulación y define también una línea base para el levantamiento de datos e información. Si bien el modelo de simulación creado en esta investigación no considera todas las variables que debiese contener, permite comparar escenarios, y por lo tanto, los modelos de simulación son herramientas de toma de decisiones si se hacen los supuestos adecuados.

Ingeniero Civil de Minas / Actualmente, en División el Teniente (DET), la preparación minera se realiza de forma manual o mediante equipos que requieren que el operador se encuentre en la frente de trabajo. Sin embargo, en el mercado existen equipos y tecnologías que permiten realizar esta actividad de forma remota, retirando así al trabajador de la exposición a los riesgos inherentes de la minería subterránea. En este trabajo se efectuó una simulación de la constructibilidad de un sector de mina Esmeralda con tecnologías tele asistida o remota para la preparación minera de desarrollos horizontales, aplicables en DET. Las tecnologías y equipos utilizados en esta simulación fueron la automatización de Jumbos perforadores y sistemas para la administración y control minero con enfoque en la preparación minera y cargadores de explosivos. Se generaron 11 casos en relación al grado de automatización de las actividades y su impacto en el rendimiento de los avances, donde se comparan con un caso base (caso 1) el cual se construyó con datos proporcionados de valores actuales de duración y exposición en cada actividad del ciclo de desarrollo horizontal en DET. De los once casos generados, los primeros dos casos son posibles optimizaciones del proceso actual. Los restantes nueve casos son escenarios donde el tiempo de ciclo aumenta o disminuye al utilizar nuevas tecnologías. La siguiente tabla presenta el resumen de resultados mostrando la exposición diaria promedio, el rendimiento de avance mensual para 3 frentes y el VAN de cada caso (inversión de 1,5 MUS$, resultante de efectuar la simulación de la constructibilidad del sector). Tabla resumen 1: Casos y resultados del estudio para los distintos casos propuestos para la simulación. Casos 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 Exposición diaria HH 2555 2538 2514 390 386 536 536 518 518 508 512 121 Rendimiento m/mes 166 217 269 217 161 314 235 188 141 166 125 161 VAN MUS$ 81,11 81,04 81,05 80,76 81,06 80,49 80,65 80,83 81,16 80,98 81,32 81,2 De los resultados presentados en la tabla, se puede apreciar que en materia de exposición, los valores de los casos donde se utilizan tecnologías autónomas son aproximadamente un 20% del valor actual de la División. Los rendimientos en los casos donde se planteó un aumento de tiempo de ciclo, pero con un largo de avance de 4 metros, son similar al avance actual en la División. Se puede apreciar que a este nivel de inversión el VAN de los casos tecnológicos es igual o superior que en los casos basados en DET. Los casos con mejor VAN son los tecnológicos donde se aumentó el tiempo de ciclo con respecto al caso base. Como conclusión, se recomienda el uso de tecnologías autónomas para la preparación minera dado los datos desarrollados en este estudio, donde estas mejoraron los indicadores en comparación con los casos basados en el escenario actual DET. Se propone continuar con el estudio de las tecnologías autónomas recopilando mejor información de los rendimientos para refinar el estudio. / Este trabajo ha sido parcialmente financiado por CODELCO DIVISIÓN EL TENIENTE

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

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

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

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

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

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