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

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

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

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Autor no autoriza el acceso a texto completo de su documento hasta el 6/1/2021. / Ingeniero Civil de Minas / Los métodos de explotación de block y panel caving son formas de explotación por hundimiento en que el cuerpo mineralizado se derrumba naturalmente por efecto de la gravedad y de los esfuerzos locales generados luego de haber sido socavado en su base. La propagación del caving es un efecto de la inestabilidad interna del macizo rocoso, producto de la constante extracción del mineral desde el punto de extracción hacia los puntos de vaciado. Actualmente, cada vez los yacimientos minerales se encuentran a mayores profundidades y la roca es sometida a mayores niveles de esfuerzos, tanto in-situ como inducidos por socavación o extracción. Esto implica que las minas tengan una mayor probabilidad de sufrir eventos geomecánicos que pongan en riesgo la vida de personas y al negocio. La mayor parte de la investigación llevada a cabo hasta la fecha ha sido enfocada en el esfuerzo inducido por la socavación mientras se propaga el hundimiento, conocido como abutment stress. Sin embargo, la experiencia en la operación de minas explotadas por block/panel caving ha demostrado que la estabilidad del nivel de producción también depende de la extracción y de las condiciones de flujo. El objetivo de esta investigación es cuantificar los esfuerzos inducidos por flujo gravitacional en un pilar corona del nivel de producción de una mina operada por block/panel caving, a través de experimentos en un modelo físico a escala (1:200). Con el fin de cumplir el objetivo propuesto, se llevaron a cabo 12 experimentos para representar configuraciones de block caving (BC) y panel caving (PC). En el caso de BC, se realizaron experimentos para determinar la influencia de puntos de extracción cerrados (60 m y 30 m de ancho de zona sin extracción), del tiraje uniforme y del tiraje no ideal. Dos experimentos de PC se realizaron para cuantificar la distribución de los esfuerzos verticales en el pilar de producción a medida que se incorpora área a la producción. Se utilizó mineral fragmentado para la realización de los experimentos. Por lo cual, es asumido que a escala de mina, el hundimiento ya se ha propagado hasta la superficie. Para medir los esfuerzos verticales inducidos por la extracción, seis celdas de carga fueron instaladas sobre el pilar corona del modelo físico. El material utilizado en los experimentos fue sulfuro de cobre chancado y escalado (1:200) a partir de una curva de fragmentación primaria típica de un BC. Los esfuerzos verticales inducidos fueron cuantificados en términos relativos de acuerdo al esfuerzo vertical inicial (previo a la extracción), σ0. En general, los experimentos indican que los esfuerzos verticales sobre el pilar corona cambian debido a la extracción. Esto significa que dependiendo de la secuencia de tiraje, los esfuerzos se distribuyen entre las zonas de movimiento y no activas alcanzando valores mínimos y máximos en un período dependiendo de qué punto de extracción está siendo explotado. Si una celda de carga está ubicada por encima de un punto de extracción que se está explotando, obtiene un valor mínimo cercano a 0.4σ0. Si una celda está por encima de un punto que no está siendo extraído comienza a aumentar su carga hasta valores tan altos como 2.8σ0. La magnitud de los esfuerzos verticales inducidos en un lugar determinado del pilar corona depende de varias variables que incluyen: Masa extraída por punto de extracción, tamaño del área no incorporada a la producción y distancia desde el sector de interés del pilar corona hasta el punto de extracción explotado.

Magíster en Minería / Dentro de los hitos relevantes que deben ser estudiados en el contexto de la Ingeniería del Proyecto Nuevo Nivel Mina, se encuentra el análisis del sistema de extracción de mineral para calcular los indicadores de productividad y utilización de los equipos principales, tal que permitan determinar la flota de equipos y cumplir metas productivas, identificando las vulnerabilidades del proceso para el término del primer quinquenio de operación del proyecto. Como límite de batería del estudio se consideran los procesos mineros desde la etapa de extracción de mineral en zanjas hasta la descarga de mineral a los piques de traspaso, incluyendo las operaciones asociadas a la reducción secundaria en zanjas y parrillas. Se excluyen las operaciones aguas abajo de los piques. El análisis del sistema de extracción permitirá optimizar los rendimientos asociados con productividad e incrementar la eficiencia en los ciclos productivos que permitan asegurar el cumplimiento de las metas de producción, paralelamente permitirá definir la flota de equipos LHD para la toma de decisiones, factor importante en el momento de proceder con las adquisiciones. La primera etapa de este trabajo, consta de una definición de los objetivos y motivación que origina el estudio, para posteriormente realizar un análisis bibliográfico con temas relacionados principalmente con simulación dinámica y automatización. Luego se procede con la recopilación de información y estadística de los datos relacionados con el proceso de extracción de mineral, que entregarán la confiabilidad para la configuración y programación del modelo computacional. En el caso del Proyecto Nuevo Nivel Mina no existe una configuración similar para el manejo de mineral en el Nivel de Producción con piques de traspaso ubicados cada 120 m y equipos que cuenten con el mismo grado de automatización, tal que permita extrapolar datos de utilización y rendimientos, dada esta incertidumbre, considerando además que las herramientas analíticas se encuentran limitadas frente a la interacción de variables, se implementa un modelo computacional del sistema de extracción de mineral, utilizando simulación dinámica de eventos discretos. La segunda y última etapa, considera realizar la logística de operación, construcción, verificación y validación del modelo computacional, para luego proceder con la captura y análisis de datos estadísticos que permita responder los objetivos e interrogantes planteadas en este estudio. Junto con esto, se procede con los respaldos en la configuración y programación con software Promodel para profesionales de la industria. Respecto a los resultados, la flota estimada corresponde a 11 unidades de equipos LHD cumpliendo la capacidad productiva de 56.000 t/d específicamente para el término del primer quinquenio de operación.

Ingeniero Civil de Minas / El agua-barro es uno de los principales riesgos asociado a la minería de Block/Panel caving, ya que son operaciones inherentemente susceptibles al ingresos súbitos de barro a través de los puntos de extracción, esto debido a que este método de explotación permite la acumulación de agua y genera mineral fino. Para evitar el riesgo de bombeos de agua-barro en DET se ha tomado la decisión de cerrar aquellos puntos de extracción que presentan ingreso de agua-barro en su columna, muchas veces dejando mineral con valor económico sin extraer. El objetivo de esta investigación es determinar las reservas comprometidas por ingreso de agua-barro de puntos que se encuentran en estado operativo y futuro hasta diciembre del 2015, en las minas Reservas Norte, Diablo Regimiento y Esmeralda Bloque 1 de DET. Esto se realiza mediante modelos de predicción de ingreso de agua-barro a puntos de extracción, construidos con la técnica estadística de regresión logística. La metodología utilizada en este estudio se basa en un análisis de los sectores en estudios para comprender el comportamiento del agua-barro, posteriormente se lleva a cabo la construcción de los modelos de ingreso de agua-barro y finalmente se evalúa el PND 2016 para estimar las reservas futuras comprometidas por ingreso de agua-barro. El análisis del ingreso de agua-barro, indica que existen dos mecanismos de ingreso: uno vertical, que hace referencia a agua-barro que proviene de la parte superior y otro mecanismo lateral, el que se produce por extracción a puntos vecinos que poseían agua-barro con ingreso vertical, por consecuencia de esta extracción se produce una migración lateral de barro. Se modela el ingreso de agua-barro con regresión logística, este tipo de regresión es utilizada para predecir el resultado de una variable categórica, que en este estudio es el ingreso de agua-barro a las columnas de extracción, en función de variables independientes. De los modelos de ingreso de agua barro, se tienen que las principales variables son: Porcentaje de extracción de columna in-situ , Canalón , Altura de roca primaria , Estación del año y Vecinos barro . La calibración de los modelos consiste en disminuir la diferencia entre el tonelaje recuperado antes del ingreso de barro por el modelo y el real según los datos mina. Los modelos de ingreso de agua-barro poseen un error medio de: 0,24 % en ES (B1), 13,2% en DR y 13,8% en el caso de NN. El plan PND 2016 considera la extracción de 14 Mton para ES (B1), 61,6 Mton para DR y 80,9 Mton para RENO. Considera la extracción desde el año 2016 hasta 2037 en ES (B1), para DR la extracción es desde 2016 hasta 2029 y en RENO desde el año 2016 hasta 2027. La recuperación del tonelaje planificado en el plan, para cada sector es la siguiente: 77% para ES (B1), 90,4% para DR, y un 90,7% para NN. El tonelaje remanente respecto al tonelaje económicamente extraíble considerando el criterio de agua-barro de DET, al evaluar el PND 2016 es de: 3,6 MTon en ES (B1), 6,3 MTon para DR, 7,8 MTon en RENO. Por lo cual se dejaría de extraer mineral valioso por ingreso de agua-barro. Se recomienda incorporar en los modelos de ingreso de agua-barro variables dependientes de la operación, como uniformidad del tiraje o velocidad de extracción. También incorporar modelos de ingreso de agua-barro en la planificación de largo plazo de DET, para cuantificar de mejor forma el riesgo de este fenómeno.

Ingeniero Civil de Minas / La fragmentación primaria en los métodos de hundimiento es uno de los parámetros más relevantes en el diseño y operación. Su importancia reside principalmente en que todas las operaciones posteriores, ya sea extracción, conminución, reducción secundaria y transporte son afectados directamente por el tamaño de los bloques extraídos. Esto motiva a investigar su estimación, además de registrar empíricamente su comportamiento. El objetivo general de esta memoria es aplicar la técnica de modelamiento numérico de macizos rocosos sintéticos (SRM) para estimar el comportamiento y la fragmentación primaria producto de la propagación del caving, para el dominio geotécnico Complejo Máfico El Teniente (CMET). Para calibrar la técnica SRM es necesario disponer de resultados de ensayos de laboratorio y observaciones de terreno. Se presentan y discuten las metodologías utilizadas para estimar los parámetros input que permiten calibrar la técnica SRM. De manera de obtener tiempos de simulación razonables y acercarse lo más posible a escala de macizo rocoso, se selecciona una probeta con un diámetro igual a 10 veces el bloque promedio de roca presente en el arreglo estructural de vetillas entregado por la Mina El Teniente. A esta escala se realizan ensayos virtuales para estudiar el comportamiento mecánico de la muestra y la fragmentación primaria resultante con la propagación del caving. Es posible concluir que la técnica SRM es consistente con los fundamentos de la mecánica de rocas. La principal ventaja del método es que permite estimar el comportamiento y parámetros del macizo rocoso como resultado de los datos de entrada de una caracterización geotécnica estándar. El comportamiento de vetillas y los parámetros mecánicos que las describen ha sido identificado como uno de los inputs con mayor incerteza. A partir de ensayos virtuales se estimaron envolventes de falla y parámetros del macizo rocoso los cuales fueron consistentes con metodologías convencionales basadas en sistemas de clasificación y con otras técnicas de modelamiento numérico (Modelo Numérico Continuo a Escala Mina). Los ensayos de fragmentación presentaron resultados poco realistas, ya que, estos privilegiaron la producción of finos y un cambio muy brusco en la distribución granulométrica, con la formación de dos bloques principales de gran tamaño. Los factores y variables que hicieron que estos resultados fueran desfavorables se atribuyen al tamaño de las muestras empleadas en las simulaciones y al uso de un ensayo muy simplificado para reproducir el fenómeno de propagación del caving. Este estudio, ha permitido dar los primeros pasos en la aplicación de la técnica de macizos rocosos sintéticos a un ambiente stockwork tipo de la Mina El Teniente, y tratar de comprender de una mejor manera los procesos de ruptura y fragmentación durante la propagación del caving. Considerando todas las complejidades que esto involucra, los resultados son prometedores. Es importante realizar estudios adicionales a través de ensayos a escala de laboratorio, evidencia en terreno y un mayor número de simulaciones.

Ingeniero Civil de Minas / El presente informe consiste en evaluar la explotación combinada de los recursos Toki y Quetena. El método comprende una explotación subterránea mediante Block Caving con el cual se pretende extraer los sulfuros y posteriormente aplicar lixiviación In Place sobre el material remanente compuesto principalmente por óxidos y mixtos. La lixiviación In Place, definida como la lixiviación sobre material fragmentado posterior a una intervención minera, considera a favor la misma infraestructura construida para la aplicación del Block Caving. El método consiste básicamente en la irrigación del mineral a partir de la solución lixiviante la cual es inyectada por pozos ascendentes de 100 m de altura ubicados en la intersección de zanjas y galerías presentes en el nivel de producción. Las soluciones captadas en la base del material fragmentado son enviadas a la Planta SX-EW donde el cobre es recuperado. Los yacimientos Toki y Quetena de tipo pórfidos cupríferos están ubicados entre 2 a 5 kilómetros al noroeste de Calama. Los cuerpos están cubiertos bajo una capa de gravas estériles, cuya potencia media es de 100 metros. La mineralización predominante en el caso de los sulfuros es calcopirita y bornita, mientras que para los recursos lixiviables son principalmente óxidos verdes (malaquita-crisocola, menores arcillas con cobre). El mineral se explota a partir de tres sectores: Quetena, Toki Norte y Toki Sur. En los dos primeros se realiza una explotación combinada, mientras que en el tercero solo es rentable la extracción de sulfuros mediante Block Caving. El total de reservas sulfuradas es de 126 MTon, con ley de cobre media de 0.6 %, mientras que en el caso de los óxidos se determinaron 20.3 MTon de reservas a una ley media 0.41%. Se estipuló a partir del plan de producción un ritmo medio de 40.000 TPD para la extracción de sulfuros y de 70,000 TMF/año para el proyecto global. La evaluación económica fue realizada a partir de un precio del cobre 2.8 US$/lb cuya fuente son las orientaciones comerciales asociadas al largo plazo. El proyecto es rentable en un escenario probable del precio del cobre, donde el VAN es de 180 MUS$ con una inversión requerida de 526 MUS$, que como punto a favor cuenta con el ahorro asociado a los gastos de construcción de las plantas concentradora y SX-EW por estar disponibles en el distrito.